配好的6063合金如何熔化，用什么炉子，这也至关重要的 ，现在国内采用的炉子有40年代水平的，也有90年代水平的，较差的厂家用原始的坩锅炉 。有烧煤的 、烧油的、烧气的和电加热的熔炼炉。有的炉子有烟囱的，有的炉子无烟囱。一般用的多为方型炉(矩形炉)，先进的为圆形炉，有的圆形炉可以倾斜倒铝水。     论吨位有一吨、二吨、五吨、十吨、二十五吨和五十吨熔铝形炉。比较先进一点的，在熔铝炉下面再加一个静置炉、静置炉重要配制6063合金用，可在此炉内除渣除气，静置，然后再铸造铝棒，以供挤压使用。在原始烧煤的炉子中和现代圆形炉配制的合金质量，不一样。     一般炉子，不论烧什么燃料，均应有烟筒，燃料在燃烧过程中产生的废气废渣大部分可以从烟筒排出。如没烟筒废气废渣全部熔在铝水中，这样铸出供挤压用的铝棒，内部存在有严重的夹渣气泡，这是铝材质量低劣原因之一，这也是铝价便宜原因之一。

多晶硅熔炼炉 的详细介绍DSF（Directional Solidification Furnace)真空炉，采用感应加热，配有真空系统，底部升降装料及结晶（可增加结晶器），坩埚装卸方便。备有充气系统。中频感应加热，具有加热速度快提高效率，多种测温手段控温精确。控制系统配有模拟屏，操作方便。适用于多晶硅熔炼（3-50Kg），也适于钨、钼等 金属 的真空或保护气氛烧结。多晶硅熔炼、提纯、定向凝固一体炉，为企业和科研机构在多晶硅的研发工作提高了极大的便利。技术参数：01、加热设备：超音频感应电源，30KW/380V、，使用功率约15KW。02、装料容量：1.5-2.0Kg。03、坩埚材质：99%石墨。04、气氛保护：氩气或氮气。05、定向系统：水冷底座、滚珠光杆、滚珠丝杠、可逆电机、变速器。06、定向凝固：0.1mm/min（可调）。07、水冷系统：800L不锈钢水箱、水冷器、净水器、水泵、集散水器。08、安全防护：不锈钢安全保护屏、高温石英玻璃、护目玻璃、万向底座。09、操作系统：石英管罩盖板水冷摇臂、吹氧管夹持水冷摇臂。10、保温材料：高纯多晶莫来石纤维。 

一、产品性能： 此产品是铝合金清炉过程中专用的淸炉剂 二、产品用途： 主要用于铝及铝合金熔炼完毕后，清理炉膛炉壁时使用的一种材料。 三、产品特点： 1、此产品在清炉条件下能迅速反应放出出大量热能的助溶剂，使熔渣温度迅速提高，使清炉剂中卤化物迅速融化，从而降低与此接触的熔渣的熔点及粘度，使之脱离炉底及炉壁，达到将熔炉炉膛清理干净的目的。 2、实现了铝合金熔铸连续生产，避免了因清炉而停止生产。 3、避免了炉体的损坏，可延长炉体的使用寿命，因经其处理的熔渣已实现了铝与渣的分离；熔渣已变得相当松散，用扒渣工具很轻松就可以将其扒出炉外；大大降低了劳动强度。 4、由于炉体浮渣能不断清除，铝合金中夹杂、气泡的发生率也大大降低，提高了铝合金质量。 5、不需要停炉操作，不损坏炉体、也不需要很大的劳动强度。 四、使用范围及注意事项： 适用于铝及铝合金清炉，必须注意防潮。 五、铝合金清炉剂的化学成分 KCi10-20+NaCi5-15+Na2SiF615-60+CaF210-30+Na2AiF65-20+NaNO310-20

该工艺由加拿大铜崖冶炼厂于1989年在卧式转炉上进行了工业生产试验。1990年投入生产流程。1993年11月开始正式商业性生产。     该炉子的发明背景：加拿大铜崖冶炼厂在吹炼高镍铜锍时，高氧化镍的炉渣成黏糊状，经过几个炉便积累于炉内，不得不用低品位的冰镍进行“清洗”，“清洗”得的含铜高冰镍返回镍流程，导致铜又流向镍系统。此外，吹炼过程中，风嘴还经常被堵，喷溅大。通过热力学计算指出，当镍在最少量氧化时，粗铜中的硫可以达到较低水平；铜氧化最少时，镍可以以NiO形式除去。解决的办法是提高Ni3S2氧化速度。而在传统卧式转炉中，即使使用了富氧也不能显著提高氧化速度。当提高鼓风搅动能量时，又会出现喷溅严重，风口耐火材料损耗加速。由此，出现了底吹氮气搅拌，炉子上部两端加入精矿的熔炼吹炼方法。     此法底部吹氮搅拌风嘴是由炼钢借鉴而来的。是由泡沫氧化铝做成的。这种溶炼方法对含Sb、As高的原料应该是非常适宜的。

摘要：对某厂一同铝熔炼炉加料时发作的爆破事端进行分析，结果标明这次爆破是由混入可燃混合物发作裂解反响，到达爆破极限引起的化学爆破，而不是因水瞬间过热引起的物理爆破。提出了防止此类事端重复发作的办法和主张。　　关键词：铝熔炼炉；爆破事端；爆破极限；原因；对策 　　1 爆破事端概略 　　某工厂一台煤气熔铝炉在熔炼铝合金时发作了爆破事端。发作事端的班组选用半接连法铸造铝合金锭，在炉内铝液铸完后既不降温又不整理炉底残液的状况下加料接连熔炼。在向炉内加料时，加料车先将3A21(LF21)混高镁铝合金废料压包料一箱（1.5 t)倒在料仓内，分红5槽参加炉内，然后又将5A05(LF5)压余残料和1.48t铝线分红4槽，靠前、二槽都加在→一区，就在加第二槽是发作了爆破事端。 　　正在加料作业的天车工面部、颈部、和双手被爆破时喷出的火焰严峻烧伤；天车操作室25mm厚的有机挡风玻璃被爆破所发作的冲击波破断为3块，各控制器变形移位；煤气炉炉拱和竖烟道拱悉数陷落；南侧炉墙耐火砖与保温砖别离，东南两边炉壳钢板外鼓变形，炉头烧嘴移位，顶吹煤气和空气管道在一区上空的法兰对接处阶段，上炉壳拉筋抽落，煤气支管道在一区的事端翻扳被撕裂；煤气熔铝炉厂房的窗框和玻璃悉数都震坏，邻近的其他建筑物和厂房均遭到不同程度的损坏。 　　爆破后的现场状况是：两个炉门全开着，烟道闸口处于进步状况，加料天车在一区炉门前，料槽在炉内处于斜翻。在一区炉门渣盘邻近散落着崩出的7块压余残料圆饼和几根铝线材，但无铝液溅起痕迹。 　　2  事端原因分析 　　一般爆破可分为物理爆破和化学爆破。物理爆破是因为相态和压力发作骤变而构成的。如铝液浇铸时模具湿润带水引起的爆破；化学爆破是因为物质发作极敏捷的化学反响，发作高温、高压而引起的爆破，例如煤气和天然气等可燃气体与空气混合引起的爆破。可燃混合物质发作爆破需具有的条件：（1）可燃混合物浓度处于爆破浓度极限值内；（2）有满足的焚烧能量。 　　以TMT当量来标明本次事端爆破冲击波的损坏能量。用公式（1）[1]进行核算： 　　U=1000（R/R'）3 　　式中：U--爆破事端冲击波的当量，kg ； 　　R--损坏物与事端中心的间隔，m； 　　R'--1000kg 地上爆破试验数据，m（参见表1）。　　依据事端现场损坏状况及有关事端查询结果标明，距爆破中心约113.4 m以内发作“受压窗户大部分损坏”的状况、可知此次爆破距爆破中心113.4m处超压在784kPa～980 kPa之间，由此断定：R=113.4m，R'=166m～144m之间由此断定：R＝I 13．4 m，R'＝l 66 m～144 m。 　　按公式（1）可得： 　　U冲max=488.37kg　　U冲min=318.8 kg　　按冲击波能量占总爆破能量90%核算，则此次事端的爆破能量约为： 　　U max＝U冲max/0.9＝542.6 kg　　U min＝U冲min/0.9＝354 kg　　事端发作后，较初有人认为是因为物料湿润含水、或是因为煤气不彻底焚烧引起的爆破。但其时煤气炉外表记载反响出爆破前1h煤气和空气的压力、流量一向比较稳定，没有显着动摇，其比值契合工艺要求，炉膛内不行能有过剩煤气，故煤气爆破的条件不行。因物料含水、东西湿润在铝熔炼进程中引起的爆破放炮事端偶有发作，但从来没有到达这么大的损坏力，且现场的炉门水套、炉前地上和加料车前体均没有发现铝液溅起的痕迹，与水在铝液中过热爆破时铝液飞溅的现象不符。爆破时两个炉门和烟道闸口都是翻开的，因而，炉膛内也不会发作水蒸气超压爆破事端。由此基本上否定了因物料湿润含水而引起这次爆破的或许性。 　　对事端进一步分析查询发现，由压包机将铝屑限制而成的压包中所含液体并不彻底是水，实际上主要是压包机所运用的润滑油。对现场存留的碎屑取样分析，其含油量为2.8％，若每个压包按50 kg核算，则其含油量为1.4 kg，参加1.4 t的压包含油总量约为39.2 kg。 　　汽油、柴油、火油和各种润滑油都是石油产品，它们都具有蒸腾的特性，相比之下，润滑油的闪点较高。有些人误认为润滑油焚烧都不易焚烧，它不行能发作爆破。事实上润滑油是归于可燃液体，它遇火和氧化剂具有焚烧和爆破的风险[2]。压包猜中的润滑油在煤气熔铝炉内受高温效果汽化为润滑油蒸气，一部分直接与炉内的氧气焚烧，另一部分以长碳链分子组成的润滑油分子在近1000℃的高温环境下裂解为短碳链的、、乙烯、和等可燃性气体。 　　下面为热裂化的一个实例进程，包含引发、增加、中止等阶段。 　　引发阶段：C10H22→·C8H17＋·C2H5 　　增加阶段：·C2H5＋C10H22→C2H6＋C10H21 　　CH3（CH2）6 CH2CH2CH2·→CH3（CH2）6CH2·＋CH2＝CH2 　　CH3（CH2）4CH2CH2·CH2·→CH3（CH2）4CH2＋CH2＝CH2 　　CH3（CH2）2CH2CH2CH2·→CH3（CH2）2CH2·＋CH2＝CH2等 　　间断阶段为：2H·→H2 　　2CH3→C2H6 　　CH3·＋C2H5·C3H6或CH4十C2H4 　　试验标明，温度越高则裂解速度越快。 　　表2为柴油、高温下的裂解数据[3]。　　裂解发作的可燃性气体、易燃的油蒸汽，一部分遇炉内过剩空气中的氧焚烧掉；别的一部分由烟道排至炉外；还有一部分因为存在涡流等杂乱活动要素在炉膛内集合，在有空气进入到达必定的浓度即爆破极限就会发作爆破，参见表3，　　燃料的爆破极限可用下面的公式[5]进行核算： 　　l／L下＝0.137×Nc＋0.04343 　　1／L上＝0.137×Nc＋0.05151 　　式中：Nc--烃类化合物中碳原子的个数： 　　L--燃料爆破极限 　　取润滑油（30＃机油）的均匀分子式为C20H40，按上式可核算出机油的爆破极限为： 　　L上＝3 .135％ ＝365.8g/m3 　　L下＝0.3653％=42.6 g/m3 　　在爆破极限状况下，因为在加料是扰动、微负压等要素的影响致使外界空气混入，在煤气火源的效果下发作了爆破。 　　依据以上分析，参加炉内压包猜中的机用润滑油仅仅是其间一部分参加爆破反响。因为物质爆破极限和爆破威力不是一个固定值，受一些条件和要素的影响。试验标明，CH4在活动状况下会发作的爆破强度是静态下的9倍。别的，可燃气体温度高、表面积大、液体表面流速快、引爆能量高级要素，均可使爆破极限规模变得更宽、爆破强度剧增，而其时的煤气熔铝炉彻底具有了这些特殊条件。 　　通过上述分析，能够揣度9#煤气熔铝炉具有下列三个爆破条件： 　　可燃性物质：来历于压包料带入的30#机油，在高温环境下蒸腾、裂解发作可燃性气体。 　　氧气：来历于其时炉内过剩空气（其时空气与煤气的比值为1.23：1，对照煤气安全技术规程中规则的比值1.17：1，炉内存在过剩的空气）；别的一个氧气来历是加料时带入的空气。 　　引爆能量：有较大流量的煤气在炉内焚烧，有明火又发作高温。 　　上述三个条件导致了此次爆破事端的发作。 　　3 主张和对策 　　人们对熔铝炉铝合金用的物料湿润含水发作爆破早有知道，但是对油气爆破的知道不行，没有意识到油分在必定条件下会发作巨大的爆破威力。应从以下几方面采纳办法，防止相似事端的重复发作。 　　（1） 对有关办理人员、岗位人员进行油类常识的训练教育。 　　（2） 打包机禁止在漏油状况下作业，一旦漏油要逐级上报、当即中止作业、及时检修和整理现场。 　　（3） 对油污严峻的物料要独自保管，采纳用热水冲刷、枯燥等除油办法后方可进行熔炼。对和成本体物料要进行随机抽样破碎查看，强化收料把关查看的办理。 　　（4） 进步对炉子外表体系的调控和煤气质量的要求，调整煤气和空气的流量比值必须在1：1.17，不得超越安全技术规程中规则的要求。

一般用的多为方型炉(矩形炉),先进的为圆形炉,有的圆形炉可以倾斜倒铝水。论吨位有一吨、二吨、五吨、十吨、二十五吨和五十吨熔铝形炉。比较先进一点的,在熔铝炉下面再加一个静置炉、静置炉重要配制6063合金用,可在此炉内除渣除气,静置,然后再铸造铝棒。

在现代冶金中，铜镍冶金中所用的电炉属于复合式电炉，因这种电炉多用于熔炼矿石和精矿，故又称为矿热电炉。矿热电炉具有较高的炉温，因此被普遍用来处理含难熔脉石较多的矿石（焙砂或干燥后预还原的氯化矿）。   （1）熔池温度易于调节，并能获得较高的温度，可处理含难熔物较多的原料，炉渣易于过热，有利于四氧化三铁的还原，渣含 有价金属较少。   （2）炉气量较小，含尘量较低。有完善的电炉密封设施，可提高烟气中二氧化硫浓度，并可加以利用。   （3）对物料的质量适应范围大，可以处理一些杂料、返料。   （4）容易控制，便于操作，易实现机械化和自动化。   （5）炉气温度低，热利用率达45%--60%，炉顶及部分炉墙可以用廉价的耐火粘土砖砌筑。    电炉熔炼也存在一定的缺点：   （1）电能消耗大，电费较高时，生产成本高。   （2）对炉料含水量要求严格（不高于3%）。   （3）脱硫率低（16%～20%），处理含硫量高的物料时，在熔炼前必须焙烧预脱硫。   （一）硫化镍精矿的焙烧    图1示出了焙烧—电炉熔炼—转炉吹炼的典型流程。当精矿品位高、含硫量较低时也可不以焙烧直接入炉熔炼，因为电炉熔炼脱硫率低；当处理低品位精矿时，需在熔炼前采取焙烧预先脱去部分硫，再将焙砂投入电炉熔炼才能产出Ni+Cu含量为24%左右的低镍锍。[next]    硫化业矿的焙烧可以采用流化炉或回转窑，而采用前者的工厂较多。   （1）硫化镍精矿的流态化焙烧。一般温度为600—700℃。FeS氧化成Fe3O4和SO2是焙烧过程的主要反应。对含有镍黄铁嗾或黄铜矿精矿进行传统的部分脱硫焙烧时，几乎没有或不生成NiO或Cu2O。流态化焙烧的产物可用如图2所示的650℃下的Ni—S—O系和Fe—S—O系状态图讨论。如图所示，焙烧条件下几个优势区分别是Fe3O4、FeS、NiS的稳定区。    流态化焙烧炉工业生产的空气/精矿比控制在接近于最优化焙烧程度的化学计算需要量，氧利用率接近100%。一般烟气含O2量<1%(体积)，有利于避免在烟气收尘系统中生成金属硫配盐。硫化镍精矿焙烧的工艺流程如图3。

镍鼓风炉熔炼是最早的炼镍方法之一，随着生产规模扩大、冶炼技术进步，以及环境保护要求的提高，这一方法已逐步被淘汰。但是由于鼓风炉熔炼具有投资少、建设周期短、操作简单、易控制等特点，加上炉顶密封、富氧鼓风等先进技术的应用，使得这一传统的冶炼工艺在改善环境、降低能耗、烟气回收利用等方面得以不断完善和提高，因而至今仍不失为一些中、小型企业的首选工艺。我国四川会理镍太少曾于1960年投产的鼓风炉一直沿用至今。    鼓风炉是一种竖式炉，炉料（高品位块矿、烧结块或团矿、焦炭、熔剂、转炉渣等）从炉子上部他批他层地加入炉内，空气由风口不断地鼓入炉内使固体燃料燃烧，热气自下而上地通过料柱，进行炉料与炉气逆向运动的热交换。从而实现炉料的预热、焙烧、熔化、造锍等一系列物理化学反应，最终完成提取并分离合格产出物的过程。它的工艺点主要表现为：    （1） 炉气是通过炉内块料之间的孔隙向上运动，细碎粉状物料容易把孔隙堵塞或被气流带走，炉料透气性不佳，炉气气流分布不均，焦炭上燃。在气流分布不均的情况下，易产生炉结等故障，熔炼无法进行，因此只有大块的物料才可以在鼓风炉内进行，细小的物料必须进行专门的烧结、制团、混捏。    （2）在鼓风炉内，炉料与炉气之间的逆向运动，造成良好的热交换条件，因而保证了炉内有较高的热利用率。    （3）鼓风炉中的最高的温度是在炉内的焦点区(即风口区)，由焦炭强烈的燃烧或硫化物强烈的氧化形成的。炉子焦点区通常在风口稍上的区域内，炉料在下落的过程中，通过温度范围很广的区域，即从加料水平面的300～500℃到炉子焦点区的1300～1450℃，也就是超过炉渣熔点以上150～200℃。因此，炉渣和镍锍在焦点区被过热，保证了它们的炉缸或前床很好地澄清他离。(4)鼓风日炉内最高温度取决于炉渣熔点，当炉料和炉渣成分一定时，强化燃料的燃烧,只能增加熔化速度,但不能显著地提高焦点区的温度。    （5）鼓风炉熔炼时，气相和炉料之间的化学相互作用具有重要意义。日炉内气氛容易控制当处理硫化矿时挖掘日 还原气氛，氧化程度比电炉高，脱硫率一般为45%，最高可过60%；当处理氧化矿时，炉内控制为还原气氛进行不少国家 原硫化熔炼。    根据矿石组成、熔炼的热源与熔炼的目的不同，硫化矿的鼓风炉氧化熔炼可分为自热熔炼和半自热熔炼，半自热熔炼是典型的鼓风炉氧化熔炼。[next]    1、硫化铜镍矿的半自热熔炼    大多数铜和镍的矿床是浸染有石英和包含脉石的硫化矿石。这种矿石其热值不能满足纯自热熔炼的条件。熔炼这种矿石需在鼓风炉中配入焦炭，进行半自热氧化熔炼。在熔炼过程中，是靠焦炭的燃烧和黄铁矿的氧化以及进一步的造渣反应热提供所需的热量。    烧结块或块矿放炉后，随着料柱的下降料温逐渐提高，便会发生一系列的物理化学变化，干燥、脱水、分解、氧化、硫化、熔化后形成镍锍、炉渣等。现根据炉料在炉内向下运动的过程中发生的变化分述如下：    1）预备区（400—1000℃）    炉料入炉后首先被加热到300～500℃，进行干燥脱水；温度达到400～500℃时，一部分高价硫化物开始进行分解反应析出硫；温度升到500～700℃时，首先发生固体硫化物的氧化反应,因为大多数硫化物的着火温度（500℃左右）比焦炭着火温度（600～800℃）低，所以硫化物优先氧化。    在预备区，FeS氧化的主要产物是Fe3O4,当在下部与焦炭和FeS接触时又还原为FeO。    在预备区下部，温度为1100～1200℃区域内，烧结块中易熔硅酸盐和硫化物共晶开始熔化，形成初期炉渣和镍锍，在往下流动过程中受到过热，并逐渐溶解其他难熔成分,成为炉渣和镍锍进入本床。铜镍锍的形成反应如下：                            Cu2O+FeS=Cu2S+FeO                            3NiO+3FeS=Ni3S2+8FeO+1/2S2    上述反应产生的Ni3S2,Cu2S和FeS共熔形成一种产品镍锍，并溶有少量的Fe3O4和贵金属。    硫化铁氧化反应和钙、镁碳酸盐离解反应产生的FeO,CaO,MgO等碱性氧化物，将与物料中的酸性氧化物SiO2反应形成各种硅酸盐。在高温下这些硅酸盐便共熔在一起，形成另一种熔体产物炉渣。    2）焦点区（1300—1400℃）    主要是发生Fe3O4的还原、FeS的氧化(为FeO)和造渣（形成2FeO.SiO2）及焦炭的燃烧反应。在焦点区，赤热的焦炭在完全燃烧前始终呈固体状态，而FeS则呈液体状态迅速通过而进入本床，停留时间很短，因此，在半自热熔炼中的焦点区主要发生焦炭燃烧反应，而熔融FeS只有少部分被氧化。    3）本床区（1250—1300℃）    本床区是镍锍和炉渣的汇集处并初步分层，如果熔体是连续放出，在前床分离炉渣与镍锍，而本床只是它们进入前床的过道。    2、氧化镍矿的还原硫化造锍熔炼    氧化镍矿有两种类型：一种是褐铁矿型，通常蕴藏在氧化矿床的表层，其主要成分是含铁的氧化矿物；另一种是硅酸盐型，通常储藏于氧化矿床的较深层。[next]   氧化镍矿中镍呈化学浸染状态，因而不能采取选矿的方法进行富集。虽然处理这种低品位原料的加要工费比较高，但其开采容易、开采费低，从而可以得到补偿。    火法冶炼处理氧化镍矿有两种方法：一种是还原、硫化、熔炼，产出镍锍而与脉石分离；另一种是还原熔炼产出外铁与脉石分离。    氧化矿还原、硫化、熔炼一般在鼓风炉中进行，也可用电炉熔炼。本节着重叙述鼓风炉的还原硫化熔炼。    氧化镍矿由于疏松易碎且含水量较高，不宜直接装入鼓风炉中熔炼，一般需要先经制团或烧结成块料后才入炉熔炼。不管采用哪种预处理方法，事先都需要经破碎、筛分、配料或干燥等几个工序。    1）还原硫化造锍熔炼    氧化镍矿鼓风炉熔炼的基本任务是将矿石中的镍、钴和部分铁还原出来使之硫化，形成金属硫化物的共熔体与炉渣分离，故称还原硫化熔炼。进炉炉料由团矿或烧结块、硫化剂和熔剂组成。此外加入20%～30%焦炭作为燃料与还原剂。    大量焦炭在风口区燃烧，使风口附近的炉温升到1700℃以上。结果使固体炉料熔化，成为镍锍和炉渣两种熔体流入本床。高温炉气向上流动，使向下动动的炉料加热并进行脱水、离解、还原、硫化、熔化等过程。    （1）离解反应。除了石灰石在908℃离解外,黄铁矿超过600℃，离解为FeS,黄铁矿的离解是不希望的,因不这在炉子上部发生，硫含量已有半数没有参与硫化反应，而以硫蒸气或被 氧化成SO2为烟气所带高呼，此外黄铁矿离解常常伴随着崩裂作用，形成大量碎块。这些碎块也易为烟气所带走，造成硫化剂消耗过高。因此在生产上采取增大黄铁矿粒度的措施，以降低其离解率。一般粒度保持在25～50mm。过大也不好，因为过大粒度的硫化剂在炉内分布不均匀。由于黄铁矿的这一缺点,许多工厂都乐于采用较难离解的石膏(CaSO4）作硫化剂。    （2）还原反应。金属氧化物（MO）在炉内靠含有大量CO气体和固体焦炭还原，其总反应可表示为：                                   MO+C（CO）=M+CO（CO2）    最易还原的氧化物是NiO，在700～800℃时就以相当快的速度还原,而硅酸镍的还原要难得多,当炉料中有FeO和CaO存在时，由于形成Fe2SiO4及2CaO.SiO3的还原反应。铁氧化物可还原为FeO,与SiO2形成2FeO.SiO2。    一定量的铁氧化物被还原为金属铁是希望的,因为金属铁可使硫化过程和造镍锍过程加速。但是炉内还原程度高，以镍铁形态存在的金属铁量会增多。 在鼓风炉熔炼的温度下，镍铁在镍锍中的溶解度有限,便有可能在本床析出成为炉结，给生产带来麻烦。然而炉内还原程度奋力拼搏低也是不希望的因为这会降镍在镍锍中的回收率。[next]    （3）硫化反应。以石膏作硫化剂时，在有炉渣存在和条件下受热，将按下式完全离解：                                   CaSO4.2H2O=CaO+SO3+2H2O    随后含有CO和SO3的气体与金属氧化物相互反应而使后者硫化：                                  3NiO+9CO+2SO3=Ni3S2+9CO2                                  3NiSiO3+9CO+2SO3=Ni3S2+3SiO2+9CO2                                  FeO+4CO+SO3=FeS+4CO2                                  1/2Fe2SiO4+4CO+SO3=FeS+1/2SiO2+4CO2    在有焦炭存在时，SO3可在600℃将镍锍化。在焦点区附近，还原硫化反应所形成的硫化物和少量金属相与炉渣一起熔化，当这些熔体流经风口区时，有少部分被鼓风再氧化为氧化物。镍的氧化物在本床再与金属铁的FeS相互反应，最后完成镍的硫化过程。                                  3NiO+2FeS+Fe=Ni3FS2+3FeO                                  3NiSiO3+2FeS+Fe=Ni3S2+3/2Fe2SiO4+3/2SiO2                                  NiO+Fe=Ni+FeO                                  2NiSiO3+2Fe=2Ni+Fe2SiO4+SiO2    氧化镍矿还原硫化熔炼所产低镍锍由镍和铁的硫化物组成，和硫化矿造锍熔炼一样，低镍锍以熔融状回入转炉吹炼，产出的高镍锍主要成分为Ni3S2.高镍锍的进一步处理和硫化矿所产二次镍精矿的处量方法相同。

1、流态化炉床能率和脱硫率的计算    流态化炉床能率即每天每平方米炉床面积焙烧的精矿量。它取决于泫态化床层的直线速度和每吨精矿所需的空气量，按生产穴际数据计算：      流态化焙烧脱硫率可根据精矿含硫量及所确定的低锍品位计算求得，一般按下式计算： [next]     流态化焙烧过程主要技术参数如下表。        表中     流态化焙烧过程主要技术参数序号名称单位数值备注1炉床面积m29(7.5)　2床能化高度t/(m2.d)～130　3流态化高度m1.4～1.7　4流态化温度℃650±20　5床层直线速度m/s2.56～2.85　6风眼率%1.33　7鼓风量（标）m3/h21000～23000　8鼓风压力Pa～1.5×103　9入炉空气温度℃常温　10入炉物料平均粒度mm2最大8mm11入炉物料含水量%6～8　12总烟气量（标）m3/h24500～28000　13烟气出口温度℃～650　    焙烧过程放出大量的热，能维持温度600～700℃,通过自动控制可使床层温度波动范围为±20℃,生产中控制床层温度(650±20)℃。流态化炉瞬时调节温度的手段有:①保持风量一定,改变给料；②用冷却后的焙烧产物或石英石返回流态化床层；③往流态化床层喷水降温等。流态化床层高度对焙烧效果有一定的影响,适当增加床层高度可以提高流态化床层的稳定性,增加物料在炉内的停留时间,有利于达到反应转化率要求,保证产品质量。若床层过高，阻力增大,将增加动力消耗。生产中控制流态化床层高度为1.4～1.7m。床层直线速度是实现床层线速度应大于颗粒最小临界速度,但也一色小于颗粒的带出速度,一般常取W操作=(0.25～0.6)W带出。生产中对平均粒度2mm的入炉颗粒,取线速度2.56～2.85m/s；床层高度1.5m左右是,床能率过到130t/(m2.d)左右,烟尘防御性为30%～90%（当制粒焙烧时，烟尘率可降到5%～24%）。

用一段法处理杂铜时，一般都在固定反射炉中进行，所以实际上，在反射炉 进行的 既是熔炼也是精粹。 　　杂铜反射炉精粹原理实质上与矿铜的火法精粹原理相同，不过，由于次粗铜杂质含量高（有时高达 4% ），所以在操作上有其共同特色，杂铜在反射炉中处理时，整个精粹进程包含熔化、氧化、复原、除渣、浇铸等作业。整个作业的中心是氧化和复原。下面首要论述氧化和复原。 　　杂铜氧化精粹的根本原理在于铜中存在的大大都杂质对氧的亲合力都大于铜对氧的亲合力，且大都杂质的氧化物在铜液中溶解度小，所以当向熔体中鼓入空气时，便优先将杂质氧化脱除，但熔体中铜占绝大大都，而杂质量很少，故氧化时，首先是铜被氧化。 　　4Cu+O2=2Cu2O 　　所发作 Cu2O 当即溶于铜液中，并与铜液中的杂质发作反响，使杂质氧化。 　　[Cu2O]+[Me]=2[Cu]+(MeO) 　　式中：[ ] 标明铜液中物质浓度； 　　（ ）标明渣相中物质浓度； 　　Me 为杂质金属。 　　此反响的平衡常数为： 　　铜液中的主体为金属铜，浓度很大，因杂质量相对很少，故虽然杂质被 Cu2O 氧化，能够为 [Cu] 根本不变（即为常数）。一同，由于杂质氧化物（ MeO ）在铜液中的溶解度很小，能敏捷到达饱满，因此在大大都情况下，当温度一守时， [MeO] 能够为也是一个稳定值，所以反响的平衡常数可用下式标明： 　　K’=[Cu2O][Me] 　　这标明，在必定温度下（即 K 为断定常数）铜液中的杂质含量与 Cu2O 的含量成反比， [Cu2O] 越大， [Me] 越小，即残留在铜液中未氧化的杂质越少，精粹作业愈彻底。实践标明，为了更敏捷、彻底地除掉铜液中的杂质，应力求强化氧化进程，使 Cu2O 在铜液中的浓度到达饱满状态。 　　Cu2O 在铜液中的溶解度随温度升高而添加： 　　温度℃ 1100 1150 1200 1250 　　溶解度 % 5 8.3 12.4 13.1 　　当 Cu2O 的溶解量超越该温度下的溶解度时，熔体将分为两层，基层是饱满了 Cu2O 的铜液，上层是饱满了铜的 Cu2O 相，这一联系可从 Cu ￠ O 系相图看得清楚。铜液中的溶解度添加很少，并且熔体呈现分层，使部分 Cu2O 进入渣层中，并且过度的氧化，使复原进程添加，一同要耗费更多的复原剂，所以为了防止铜液过度氧化，要求氧化期坚持在 1150 ～ 1170 ℃下进行。 　　首要杂质在氧化精粹进程中的行为简述如下： 　　铁。铁对氧的亲合力远远大于铜对氧的亲合力，所以铁很简单氧化，并造渣脱除。铁氧化反响按下式进行： 　　Cu2O+Fe=2Cu+FeO 　　按热力学预算，在精粹进程中铁可除到十万分之一。 　　镍。镍是难于除掉的杂质，镍和铜能生成一系列固溶体，虽然镍在熔化期和氧化期均遭到氧化，但既缓慢又不彻底，并且在氧化期所生成的 NiO 散布于铜液和炉渣之间。溶于渣中的 NiO 可生成不溶于铜液而溶于渣相中的 NiO · Fe2O3 ，这部分镍可脱除，热力学核算标明，当铜液中含镍 16% 时，镍可除到 0.25% 。 　　当铜液中既含镍又含砷和锑时，镍的脱除更尴尬。由于溶于铜液中的 NiO 能与 Cu 、 As 或 Sb 构成溶于铜液的镍云母（ 6Cu2O · 8NiO · 2As2O3 或 6Cu2O · 8NiO · 2Sb2O3 ）。为了脱镍，这时只有加碱性熔剂，使镍云母分化。 　　锌。锌与铜在液态时彻底互溶，锌的沸点为 906 ℃，在精粹时，大部分锌在熔化阶段即以金属形状蒸发，然后被炉气中的氧氧化成 ZnO 随炉气排出，并在收尘体系中搜集下来，其他的锌在氧化初期被氧化成 ZnO ，并构成硅酸锌（ 2ZnO · SiO2 ）和铁酸锌（ ZnO · Fe2O3 ）进入炉渣。当精粹含锌高的杂铜料（黄杂铜等）时为加快锌的蒸发，在熔化期和氧化期均进步炉温 ( 一般坚持在 1300 ～ 1350 ℃ ) ，并在熔体表面上掩盖一层木炭或不含硫的焦碳颗粒，使氧化锌复原成金属锌而蒸发，避免生成氧化锌结壳阻碍蒸锌进程的进行。 　　铅。固态铅不溶于铜，在液态时溶解得也很少，但在氧化期，当铅氧化成氧化铅后，因其密度（ 9.2 ）比铜的密度（ 8.9 ）高，故沉于炉底，所以假如是酸性炉底，则 PbO 将与筑炉材料中的 SiO2 效果，生成密度小的（ XPbO · YSiO ）。然后上浮到熔池表面而被除掉。假如炉底为碱性耐火材料，则铅的脱除很困难，这时有必要向熔体中吹入石英熔剂，增大风量并坚持较高的炉温（约 1250 ℃），使 PbO 和 SiO2 效果，产出。用石英造渣除铅办法耗时长，铜入渣丢失大，为了改善除铅效果，战胜该法缺陷，可改加磷铜，使铅以磷酸盐形状除掉。也能够氧化硼作熔剂，使铅呈铅形状脱去。 　　锡。处理青铜料时，猜中含锡高，锡与铜液态时互溶，在反射炉中锡氧化生成氧化亚锡（ SnO ）和二氧化锡（ SnO2 ）， SnO 呈弱碱性，能与 SiO2 造渣，还能部分蒸发。 SnO2 呈弱酸性，且溶于铜液中，这时需参加碱性溶剂（苏打或石灰石）使其造渣，生成不熔于铜液的锡酸钠（ Na2O · SnO2 ）或锡酸钙（ CaO · SnO2 ）。实践证明，参加由 30% 氧化钙和 70% 碳酸钠组成的混合熔剂，可使铜中含锡量从 0.029% 降到 0.002% 。运用 Fe2O3 与和 SiO2 各占 50% 的混合熔剂亦能使锡的含量很快下降至 0.005% ，并可除掉部分铅。 　　砷。从 As ? Cu 相图可知，砷与铜在液态时互溶，在氧化时，砷能氧化成易蒸发的 As2O3 ，然后随炉气排走，但也有少数砷氧化成 As2O5 ，并生成铜（ Cu2O · XAs2O5 ），溶于铜液中，当铜液中有镍存在时，砷还能与铜、镍一同生成镍云母，这都给脱砷添加了困难。 　　锑。锑与铜在液态时无限互溶，并且铜与锑还能生成 Cu3Sb 和 Cu3Sb2 。与砷相同，在氧化时锑也生成易蒸发的 Sb2O3 ，还可生成溶于铜液的 Cu2O · Sb2O3 和 Cu2O · Sb2O5 。所以当处理含 As 和 Sb 高的杂铜时，氧化和复原进程需重复进行数次，使不蒸发的 As2O5 和 Sb2O5 复原为易蒸发的 As2O3 和 Sb2O3 ，未蒸发的 As 和 Sb ，加碱性熔剂处理。 　　金和银。金和银彻底富集在阳极铜中，在电解精粹时进入阳极泥，进一步处理阳极泥得以收回。 　　当悉数杂质脱除后，氧化期完毕，进程转入复原期。复原的效果一是使过氧化的铜氧化物复原成金属铜，二是脱除溶于铜液中的气体，由于在氧化完毕时，铜液中还存有 8% 左右的 Cu2O ，铜中含氧过多，将使铜变脆，延展性和导电性下降，故有必要进行复原。在复原期，运用重油、插木等复原时，发作的首要化学反响如下： 　　6Cu2O+2C2Hm=12Cu+2Co+mH2+2CO2 　　用 NH3 复原时，发作下列反响： 　　Cu2O+2NH3 6Cu+N2+3H2O 　　假如用天然气作复原剂，有必要对天然气进行所谓“重整”，不然，天然气中的成分 CH4 在 1000 ℃时分化产出很多 H2 ，虽能加强复原，但也添加铜对的吸附。

（一）流态化焙烧炉的结构入烘炉、开停炉    1）流态化焙烧炉结构    见图4，炉子是圆形二段扩大型，炉顶中央排烟，包括下料溜管、溢流口、底排料口、风帽、风箱、空气分布锥、供风管道及炉砌体等几部分组成。两段扩大主要是为了缓冲炉内物料的上升速度，降低烟气中的含量，且能将烟气流速控制在合适的范围内，以利于旋涡收尘。    风帽采用顶侧部下吹式，其优点是能够良好地分散空气，且由于空气是由下向上流动，所以能将底部物料吹起，避免沉积；还能够避免物料通过风帽漏入风箱。其结构如图5所示。[next]    2）烘炉    对于新砌炉而言，其开炉前的烘烤是非常重要的，烘炉是否成功关系到炉砌体寿命的长短，因此在烘炉时必须按升温曲线（见图6）进行。在烘炉过程中，应及时记录热电偶指示的温度，并细致观察砌体的膨胀情况和拱顶的变化情况，以及其他不正常的情况，当炉子的某些部位发生故障而影响正常升温时应进行保温，待故障消除后，再继续升温。    3）开停炉    在讨论流态化炉的开停时，应区分这样三种概念：①新砌炉的开炉；②计划开炉和停炉；③正常操作过程中的开、停炉和死炉的开停炉。   （1）开炉前的检查。开炉前应做好各项准备工作，全面检查炉体、仪表、供风、排烟及给料、排料系统是否具备开车条件，如有问题应立即组织有关人员处理。    ①炉本体。由炉长亲自检查炉内风帽风眼是否畅通，如有堵塞现象，立即逐个扎通。各风帽是否固定，如有松动，应打开风箱，进行紧固处理。油路、风路、汽路是否畅通无阻，阀门是否开关灵活，不泄漏（注:适用于新砌炉的开炉）。热电偶套管螺丝是否拧紧，垫圈是否垫好。分料器是否能将炉料    ②供风系统。由炉长配合高压鼓风机岗位工检查，检查高压鼓风炉是否具备开车条件；检查进出口阀及放空蝶阀（煤气阀）是否漏风。应采取各行业列含义骤进行调试L：首先打开煤气阀上部观察孔盖板，然后电动闸板向关闭方向进行，观察闸板上沿至密封槽距离20mm时停止电动，打开手动摇轮中央的离合器，用手动继续关闭闸板直至手动摇轮无法继续运转，然后交手动摇轮向相反方向旋转5～9圈，此时请电工调整关闭限位开关，合上离合器，用电动试运行几次，如果正常则盖好观察孔盖板并密封好，整个调试过程完毕。    ③排烟系统。由司炉工配合收尘工继续 检查：炉顶出口至电收尘之间的烟道、收尘设施、积灰斗及溜灰 管有无堵塞现象，圆盘阀是否灵活好用；详细检查高温排烟机是否具备开车条件，烟气总管道上的仪表蝶阀及排烟机进出口阀门是否开闭灵活；利用冷态开车状态下检查烟气系统的漏风点，发现漏风点应立即处理。[next]    ④上料系统。同上料系统岗位工配合，检查上料系统各设备是否正常。应采取“逆向开车”的方式进行试车，确保设备正常，并同时注意运输杂物不得进入炉顶料仓；司炉工应对炉顶料仓内的积米有充分的感性认识，应掌握物料的水分、粒度等物理性质、化学性质，做到心中有数，以便采取相应的操作方式，运用合适的技术条件。    ⑤排料系统。炉长应亲自检查底部排料阀是否灵活好用，开关是否灵活，检查底料管及溢就绪管是否畅通无阻。    ⑥仪表系统。由炉长与仪表工一起，详细检查仪表指示及记录是否准确，并进行鼓风空试，观察压力表及风量表是否正常。   （2）流态化炉的开炉    ①铺底料。流态化炉在新垂炉时，一般用焙砂或生精矿 与石英砂约1:1的混合物料作底米。底料中粉料太多或含 硫量太高，升温过程容易烧结，底料层太薄，不容易形成流态化床。第一次铺料厚度为200～250mm。铺完底料后，应鼓风冷试，其目的是不了在空气分布板上形成初试流态化床层，并检查炉内流态化情况。当鼓风冷试时，停风后料面平坦，旋涡均匀，证明进风均匀，流态化良好，否则要处理，直至合格为止。    ②点火升温。当炉内底料铺好后，各项准备工作完成，即可开始烤炉升温，升温的目的是对炉料面情况，防止有结块产生，4～5h后铺第二次底料，使料层总厚度达到400mm以上时，便可风翻料，并加干精矿，温度上升至正常操作温度，炉子便转入正常。   （3）快速开炉法    当流态化炉计划停炉后开炉及死炉后开炉时，通常采用快速开炉法，采用这个方法的条件是，必须有一台流态化炉系统在正常运行，此时待开的炉子可引用正常运行的炉子 产出的热焙砂铺入炉内至地方病度为400～500mm后鼓风加料转入正常，只要开高投料即可很快转入正常运行，使开炉简单而又省时，缺点是劳动强度较大，且工作环境恶劣。   （二）流态化焙烧的正常过程    流态化炉正常操作主要是参照床层压降和温度，在风量一定的情况下来调节矿量。在操作中，既要掌握炉子运行的全面情况，又要养成对各项指标综合分析的习惯。其操作要点概括如下：    一认真：认真抓好原料质量；    二看：看温度操作，看压力操作；    三勤：勤检查、勤联系、勤调节；    四不准：不准正压操作，不准大风量大料量操作，不准断料高温操作，不准大手大脚调节。    应严格遵守焙烧过程的工艺制度，否则将会形成恶性物质循环，影响生产的正常运行。[next]    下面，就主要的操作条件的控制综述如下：   （1）鼓风量。目前流态化炉所用的鼓风量指示是在鼓风管道上装孔析流量计通过动圈仪表指示。    一般情况下鼓风量按照 一定的加料量是固定为变的。除因压力变化或电压波动会引起风量波动须及时调整外，固定风量后不需经常调整，但在新开炉或计划停炉后开炉时，应选择较大的风量，这是因为流态化层的料层在新铺好或停留一段时间后其空隙度要比已京戏态化膈的料层空隙度小得多，因而第一次鼓风流态化时所克服此时所形成的最大压力降就不能达到流态化状态，由于沟流现象的发生而造成局部烧结，造成开炉失败。再者，由于目前干精矿粒级相对较大喜以风日量（≥280Nm3/h）同时以排底料配合的方式进行调节 ，往往可以在短期内收到明显的效果。此方法的缺点是烟尘量大幅度上升，增加了旋风收尘器的负担，并且严重污染了环境，造成一定的金属损失。因此不能频繁使用。   （2）流态化床层稳定。在固定鼓风量的重要条件下，流态化床层的温度主要决定于加料的均匀性和化学成分是否稳定。 下料不均匀不仅影响流态化床层温度的波动，而且最灵敏地影响炉气SO2浓度的波动。所以中料的均匀程度可以说是控制操作的主要环节。尤其对于半氧化沪态化焙烧而言，要求的焙烧温度是650～750℃，一旦出现断料情况，温度即会迅速超过控制范围，造 成死炉。因此在操作中，应时刻注意下料情况。另外在正常生产过程中若高温操作，容易使精矿 中低熔点物料软化、熔融，如果突然出现断料情况，炉内物料来不及更新，容易造成烧结。    精矿化学成分的变化也会波及到温度。流态化氧化焙烧过程是自热过程，因此在鼓风量一定的情况下，含 硫的多也会影响到温度的控制。当精矿中含 硫量低于18%时，一般认为焙烧过程将无法进行。此时极易造成冷床死炉。在操作过程中若遇到持续减少料量而温度持续下降或上升缓慢时，应保持料量、精心操作。当含 硫量超过25%时，则烟气温度过高影响排烟机的正常运行，目前采取的办法是在精矿中配入石英，右消除多余的热量，且能够降低熔炼电日记的电单耗。另外，精矿的水分波动大，使得流态化床层温度难于稳定控制。   （3）压力降。包括流化床层的阻力及空气分布板的阻力。压力降是操作中不可缺少的条件，它可以反映出流态化床是否处于正常状态。由于目前所采用的风帽型尚不能根本避免风眼的逐渐堵塞，因此随着风眼的逐渐堵塞造成压力上涨，或底料阀关不严造成压力降的大小波动，一般是因为排底料管有烧结块堵塞造成压力上涨，或底料阀关不严造成压力下降，有时则是因为旋风收尘器严重堵塞后鼓风量下降而压力上升。加料量过大，炉内大颗粒增多，也会造成压力上涨。出现这几种现象可通过排底料，同时检查溢流管是否畅通来调整。压力降的意义除标志流态化床层是否正常外，还可指出风帽的堵塞程度，这一点可以通过压力降的仪表与炉内静止料层的厚度之间的关系来体现。可以近似认为：[next]                  空床压力降（Pa）=压力降的仪表值（Pa）－炉内静料层厚度（mm）    空床压力降即可体现风帽堵塞的严重程度。因此在每次新开炉时应测定空床压力降作为今后操作的参考，并在生产中选用宜的压力降以保证炉内静料层的厚度，此厚度应保证在500～800mm之间。   （4）其他。炉顶温度一般较流化层温度低30～50℃。但也有例外，如果矿尘量过大，则炉顶温度几乎与流态化层温度相等。因现有工艺流程的客观因素所决定，当炉顶温度在700℃以上时，排烟机进口温度则超过400℃，这样将会大大增加排烟机负荷，造成帮障频繁，影响生产。    为保持劳动条件良好，炉膛压力不宜采用正压，但采用过大负压会吸入冷空气，将影响SO2浓度和烟尘质量。因此炉顶的压力保持在－100～＋100Pa。为保证排烟机的正常运行，应设法将烟气入口处的温度降至℃以下，并且应定期停车加油和清洗叶轮。在流态化炉的生产操作过程中，各岗位之间还应紧密配合。皮带运料工应及时掌握物料的物理性质，包括水分和粒度状况，应经常经司炉提供信息，以便掌握适宜的操作条件，保证流态化炉的正常运行。   （三）流态化焙烧过程的事故处理   （1）发生料加不下或其他断料情况应立即停止加炒、料皮带，然后停风，关闭供风、排烟系统蝶阀，再处理加料系统事故，处理完毕，确认能加料时再新开炉。   （2）突然停风。若遇高压鼓风机突然停车而停风，则立即停止加料，并关闭供风、排烟系统管道所有阀门，待高压鼓风机恢复正常后重新开炉。   （3）炉温升高或下降。正常操作过程中，若遇到温度上升太快，超出控制范围，应即检查加料系统是否出故障而不进料，如出故障应立即按断料停炉处理事故，处理完毕重新开炉后，应逐渐调整炉温到控制范围之内。不可操之过急。若流态化层温度下降，在排除了底部沉积后，则必须检查下料量是否失控，如果失控，应立即停炉处理。高整下料量后，使炉温逐渐恢复正常。   （4）压力上升或下降太快。遇到风箱压力上升，应考虑大颗粒沉积，同时参照流态化层底部温度，利用排底料来调整，若遇焙炒仓满而引起的风箱压力增大，应立即停炉，排放焙砂。    若风箱压力下降太快，则考虑以下几个方面的因素：    ①底料过多，造成流态化层内物料减少，压力降低。风箱压力指示不摆动，此时应减少鼓风量和加料量，并根据压力情况渐次调整直至正常。    ②风箱及孔板流量计以后管道漏风，造成压力突然降低。    ③流态化层内情况异常，出现局部穿孔现象，导致压力降下低。[next]    ④取压管堵塞，造成压力降下降，应找仪表工处理。    ⑤风鼓不进炉内且压力降上升，是由于炉床上大面积结块或一级旋涡及二级旋涡严重堵塞等情况出现，应随机应变，立即停炉处理。    若炉顶压力上升，应从以下几方面考虑：    ①比正常操作值过大，应及时检查原因处理，逐渐调整至操作范    ②排烟机抽力减小，应及时与排烟机岗位联系，从收尘车间，排烟机入口蝶阀等几个方面找原因，尽快恢复。    ③收尘高施及烟道堵塞，或开裂而大量漏风，应及时通知收尘工检查。    ④停电事故的处理：    •仪表系统全部停电无法判断炉况时，应立即停炉，找仪表工、电工处理，恢复正常后重新开炉，    •若低压系统全部停电，而高压鼓风机仍然工作，无法加料和关闭阀门时，应立即用手动方法将供风、排烟管道上的阀门关闭，或立即停开鼓风机和拓排烟机，等恢复正常后继续开炉。    总之，在生产过程中应及时发现问题，解决问题，不断积累经验，不断完善操作。良好地将基础理论知识运用到实践中去，方能提高生产技术水平。   （四）回转窑焙烧处理镍精矿、铜精    回转窑是对散状或浆状物料进行热处理的热工设备。回转窑为中空的卧式圆筒形设备，窑体外壳用钢板卷成，略倾斜于水平面（斜度2%～6%），形成尾高头低，物料沿轴向借坡度的作用、窑的回转和推力向前运动。回转窑的长度、直径无严格限制，随工艺要求选定。    由于回转窑具有操作简便、对原料的适应性强、产能高等优点，根据金川公司目前的原料情况，回转窑在处理杂料上有着其他焙烧设备不可替代的优越性。其镍回转窑熔渣和铜回转窑熔渣作业参数见表3和表4。    金川公司近几年来在回转窑焙烧方面获得如下成就：    ①变频技术应用，使设备更加节能、易控。    ②窑头放料收尘综合必造，大大改善了窑头工作环境和回收大量有价金属。    ③计算机离线技术在顺转窑的应用，使操作从经验操作发展到直观、定量的离线操作，为保证产品质量指标和技术经济指标提供了有利的保障。    ④圆盘采用高分子聚乙烯内衬的应用，不仅保证了正常生产，还大大提高了圆盘漏斗的使用寿命。    ⑤镍回转窑窑尾链条交叉悬挂、双链板、圆链环的成功运用，降低了窑尾结圈的生长速度，延长了链条寿命，大大延长了检修周期。[next]表1    镍回转窑作业参数序号名称单位正常作业调节范围1窑头温度℃200～5002窑尾温度℃150～3003窑尾负压Pa－50～－2504重油流量kg/h300～15005重油压力MPa0～1.06一次风量m3/h500～50007投料量t/h0～608主电机频率Hz8～45                          表2     铜回转窑作业参数序号名称单位正常作业调节范围目前范围1窑头温度℃300～600200～5002窑尾温度℃2003～00150～3003窑尾负压Pa—50～—160—50～—2504重油流量kg/h0～1200300～15005重油压力MPa0～3.50～1.06一次风量m3/h0～9000500～15007投料量t/h0～60201008主电机频率Hz0～508～45 ⑥皮带自动调芯托滚的运用，减少了漏料。重型防划缓冲托滚的应用防止皮带划伤，提高皮带寿命。 ⑦重油旋涡沉砂式反吹过滤器的应用，保证了入窑重油质量。 ⑧吊车真空接触柜改造，大大延长了吊车检修周期。

锑精矿旋涡炉蒸发熔炼(volatilization smelting of antimony concentrate in cyclone furnace) 在旋涡炉内熔炼锑精矿使硫化锑氧化成三氧化二锑蒸发与脉石熔渣别离的进程，为火法炼锑的蒸发熔炼一复原熔炼工艺的组成部分。产出的氧化锑用作复原熔炼出产粗锑的质料。适于处理含锑大于60％、铅砷含量小于0.5％的硫化精矿。工艺进程包含炉料预备、蒸发熔炼、锑锍与炉渣别离，氧化锑冷凝搜集等。        20世纪60年代初苏联吉尔吉斯加盟共和国科学院用旋涡炉、淋洗塔和快速收尘器处理锑精矿。1962年今后，捷克斯洛伐克对锑精矿的旋涡炉熔炼进行了很多作业，蒸发物中锑的回收率99％。1975年捷克斯洛伐克为玻利维亚文托(Vinto)冶炼厂兴建了具有一座内径0.85m、高1.3m熔炼硫化锑精矿的旋涡炉，年产约6000t锑品的冶炼厂。工艺进程硫化锑精矿配入造渣熔剂(石灰石、铁矿石)和粉煤，经细磨混合后，用螺旋给料机从旋涡炉顶接连参加反响室，在反响室上部沿切线方向送入高速热风，构成旋涡气流，气流温度823～929K。很多硫化锑和部分新生成的氧化锑熔体以及造渣物料，被高速热风流吹成薄膜沿炉壁下贱至反响室中部，使温度上升到1133K。在此温度下明显蒸发，被气流中的氧氧化成三氧化锑蒸气。在反响室下部，硫化锑持续氧化，使温度上升到1723K，很多未蒸发的与生成的三氧化锑被碳质复原剂复原，生成金属锑。复原反响为：2Sb2S3+3C==3CS2+4Sb Sb2S3+3CO==3COS+2Sb 一起脉石和造渣熔剂造渣，炉壁熔融薄膜包裹少数造锍，生成的金属锑大部分氧化，少部分被锑锍包裹与炉渣一道流入前床弄清别离，定时别离放出。渣含锑0.5％～1.5％，锑锍含锑5％～9％。在蒸发熔炼中，约75％的硫化锑直接蒸发，25％的硫化锑氧化后再蒸发。产出的高温烟气含有Sb2S3、Sb2O2等成分，早年床排入燃烧室再脱除剩下硫，然后经冷却器冷却和袋式收尘器收尘，最后由烟囱放空。       冷凝沉积在冷却器和袋式收尘器中的三氧化锑，别离含锑66％～70％和76％～79％，氧化锑中锑的回收率95.5％～96％。旋涡炉 由反响室、别离室和前床构成。反响室为圆筒形，别离室在反响室下部与前床连通。反响室和别离室内衬耐火砖，外用水冷却套构成。前床用电弧供热，或用气体燃料供热。 与鼓风炉比较，旋涡炉处理硫化锑精矿不需压团或制球，能充分利用硫的燃烧热，发生极高的热强度。在熔炼区构成极强的旋涡流，强化了传质和热交换进程，出产能力大，是处理硫化锑精矿较好的设备。但它只能处理含锑大于60％的硫化锑精矿，质料适应性差；所用熔剂及返料需求细磨，动力耗费比鼓风炉大。

反射炉熔炼是传统的火法炼铜的主要方法。以前，世界上主要产铜国如美国、智利、赞比亚、秘鲁和前苏联等的粗铜主要是用反射炉生产的。据80年代初期不完全统计，全世界采用反射炉熔炼法的铜冶炼厂仍有60家，其产铜量在6000Kt／a以上，约占全世界铜熔炼总生产能力的53%。这是由于它具有对原料的适应性较好，对燃料种类无严格要求，炉体寿命长、易于操作，作业率高，适合大规模生产等优点。     如前所述，反射炉熔炼具有两大缺点，为数尚多的工厂已在对现存的反射炉进行技术改造，其主要改造途径是富氧空气熔炼和使用热风。     小名滨、卡勒托内斯、楚基卡马塔、罗卡纳、霍恩、国际镍公司和莫伦西等冶炼厂的反射炉使用了富氧熔炼，氧－燃料喷嘴（粉煤、油、气体燃料）安装在反射炉头部或靠近炉头的炉顶两侧，火焰直接喷射到料坡上熔化炉料，可以减小出炉烟气体积，提高烟气中SO2浓度。使用富氧可使火焰温度升高，提高对炉料的传热速率，减少排出烟气带走的显热，节约燃料。并且提高了炉子的生产率。由于烟气SO2浓度的提高，创造了与转炉烟气混合制酸的可能性，改善了对周围环境的污染。此外，海登铜冶炼厂原有反射炉和帕伊波特炼铜厂反射炉使用了350～390℃的热风，提高了炉子的热效率和床能率，降低了燃料消耗。     由于现今对环境保护提出了越来越严格的要求，重视节约能源，预料反射炉熔炼将不会再有发展，新建和改建的反射炉炼铜厂将普遍采用环境保护好的节能的工艺流程。

反射炉正常作业包括：配料、进料、升温、熔化、沉淀、放渣、放冰铜、放粗铋、封炉口、清炉等步骤，可划分为备料（配料、进料），司炉（升温、熔化、沉淀、清炉）、炉前（放渣、放冰铜、放粗铋、封炉口）等三个岗位，实行岗位责任制。 一、备料岗位。 包括如下工作： 进行配料计算，根据炉况及时调整配料比； 严格按配料比配料，铋精矿、氧化铋渣与熔剂（纯碱与萤石粉）、还原剂（煤粉）、置换剂（铁屑）应混合均匀，各种返炉渣料与烟尘应配足量。 处理渣料时应注意以下几点：①每炉处理量不宜太大，将铋精矿与返渣料混合处理，一般返渣量为炉料量的十分之一；②精炼渣含NaOH较高，处理时要适当减少配入的纯碱量。精炼渣每炉处理量不宜太大，以防跑炉；③对难熔的渣料，如炉底灰、烟道结等，每炉配入量最好不大于炉料量的百分之五，以防炉料的熔点升高过多：④当不得不单独处理返渣时，精炼渣中要配入较多的煤粉还原；浸出渣中要配入较多的纯碱和其中脉石成分造渣；铋烟灰中要适当配入铁屑与其中的硫反应，生成FeS入冰铜。 进料前要打开进料口盖，关闭反射炉与烟道间闸门，并检查箕斗式进料机的运转状况。 二、司炉岗位。 司炉工作的关键是控制各阶段的炉温，最大限度地节约燃料。 炉温的控制：进料时炉温为1000℃左右；熔化阶段逐渐升温至1250℃；保持高温熔炼六小时以上，直至炉料化平；保温沉淀阶段温度控制在1200～1250℃之间，沉淀时间不少于六小时，以使冰铜与炉渣中悬浮的铋珠能进入粗铋。 执行节煤司炉制：采用薄煤层、勤添煤、炉膛内保持零压或微负压、微正压操作，保持适当的过剩空气量，使在熔池前部形成高温区，碳在炉膛内完全燃烧成CO2。 三、炉前岗位。 炉前操作影响到渣含铋，冰铜含铋等技术指标。 由于冰铜熔点比炉渣低，流动性比炉渣好，所以在开炉口前，做好一切准备，开始放渣时，应根据“宽，浅、平”的要诀开炉口，使渣慢慢流出，不致影响炉内液体的分层状况，尽量使渣放干净后，再放冰铜。冰铜放出速度宜快，因为冰铜放出时，会从炉内带走大量热，使炉温急剧下降，如果操作缓慢，则冰铜尚未放净时，炉温已降低，炉内尚未放出的冰铜粘度增加，流动性变差，所以要在炉温尚未下降之前，把冰铜放出，炉内可存少量冰铜以降低冰铜含铋。 虹吸放粗铋时，要掌握炉内粗铋的存留量，以防止冰铜或渣进入虹吸的下端口，而将虹吸孔道堵塞。最好将虹吸放粗铋次序安排在进完炉料后，以免由于炉内存留液体金属量太少，使固态炉料掉入虹吸孔道而堵塞孔道。当虹吸口堵塞时，可用氧气通入虹吸口内烧通。

固体炉料一般经过炉顶上的两边加料孔参加反射炉。通常在整个炉长三分之二的前段参加质料，三分之一后段参加石英石，以构成依靠两边炉墙的料坡，使炉墙不直接与高温火焰触摸，延伸炉墙寿数，削减炉墙的热丢失。料坡高度一般是操控顶部距炉顶拱脚的间隔，处理生精矿时可取200～400mm，处理焙烧矿时可取300～500mm。处理生精矿简单构成料坡，处理焙烧矿难以构成料坡而成为无料坡熔炼。 炉料参加量和参加速度，首要取决于炉料的熔化速度，可以用人工或机械办法测定料坡高度给予操控。炉料参加量沿炉长分配的份额随炉内温度区域的不同而不同。国内反射炉一般在高温区参加炉料的60%左右。每个加料口每次加料时刻，在高温区不多于90s，中温区不多于60s。 加拿大加斯佩厂设有一台内部尺度为30.2×7.8m的熔炼生精矿的反射炉，每班参加8批炉料，每小时60t。炉料从炉顶两边参加，加料口（203×203mm）散布于距炉头前21m的区段内，其间心距离为915mm。 我国白银一冶原用人工调查料坡巨细来调整加料时刻或加料量，于1972年首要依据侧墙受辐射热随料坡巨细而改变的原理开端加料自动化的实验。1974年，此设备正式投入运转，图1为料坡自动操控系统信号传递示意图。 表1为反射炉料配比实例。 表1  反射炉炉料配比实例  %厂别铜精矿焙烧矿石英石石灰石烟尘大冶78 805 5.55 4.712① 9.8白银一冶65204.55.55芒特·艾萨76177①包含反射炉烟尘和转炉烟尘。     图1  料坡自动操控系统信号传递示意图   1992年，大冶冶炼厂新建转炉渣选矿车间， 转炉渣部分回来反射炉，而另一部分送选 矿车间处理产出渣精矿，和铜精矿配料够 送反射炉。白银一冶以“白银炼铜法”取 代了反射炉熔炼今后，转炉渣回来白银炉处理。     大冶和白银一冶原规划均将液态转炉渣回来反射炉处理。大冶从反射炉前端墙孔倾入转炉渣，白银一冶则从反射炉前部侧墙孔倾入。表2为液态转炉渣倾入反射炉操作条件实例。表3为转炉渣倾入反射炉方位比较。 表2  液态转炉渣倾入反射炉操作条件实例厂别转炉渣量t／d每班倾入包数每班倾入次数每包容量t倾入速度 min／包大冶450～5008～108～15161～3白银一冶450～5109～1010～18162～4 表3  转炉渣倾入反射炉方位比较炉前倾入炉侧倾入1、易于保护炉子头部两边的料坡1、倾进口对对面料坡易被冲垮，倾进口邻近料坡不易保护2、可削减炉坝的构成2、易生成料坝3、溜槽较长，简单损坏，整理劳动强度大3、溜槽较短，能减轻整理劳动强度注：第3条系对反射炉与转炉平行装备而言，如系笔直装备则反之。

我国是国际铅的出产大国，但却是当之无愧的铅冶炼技能侏儒。尽管近年来我国铅冶炼的技能配备水平有了很大的进步，吨铅冶炼能耗已由2000年的721kg标煤降至65416kg，但仍旧存在很大的缺乏：（1）铅锌冶炼厂商规划较小。全国已建成的铅冶炼厂有400多家，但产值在5万t以上的只需十余家。总铅产值的60%约200万t仍旧由烧结－鼓风炉熔炼出产；（2）技能配备相对落后。除几家大型和在建的几家铅冶炼厂选用了并不能称之为先进的氧气底吹技能外，大多数铅冶炼厂仍选用烧结机工艺乃至是明令筛选的烧结锅工艺，一同，因为自动化程度低、办理不到位，几家大型铅冶炼厂的配备水平缓技能指标也落后于国外同类厂商，人均劳作出产率仅相当于发达国家的1/10；（3）环境污染比较严峻。铅的出产首要是火法熔炼，其污染首要是低浓度SO2和含铅烟尘的污染。现在国内年矿铅总产值约210万t，除部分供应商的SO2烟气制酸外，每年仍有约20万t低浓度SO2排入大气，约占我国有色金属职业年SO2排放量的25%；（4）技能经济指标偏低，能耗高。国际先进铅冶炼的能耗水平为吨铅300kg标煤。2005年我国铅冶炼概括能耗为650kg标煤，国内的先进水平也只是到达470kg标煤，且存在熔渣“热－冷－热”工序替换重复耗费动力以及对质料适应性较差等重要坏处。因而，研讨开发契合我国资源特色、具有我国彻底自主知识产权的铅冶炼新技能，对进步我国国民经济开展关键时期金属矿产资源的节能减排，促进社会的调和开展和可持续开展，含义严峻。 一、国表里铅冶炼技能情况 铅的冶炼办法能够简略概括为传统法和直接炼铅法二大类。传统法即烧结－鼓风炉熔炼法（包含烧结机、烧结锅、烧结盘等）；直接炼铅法即撤销硫化铅精矿烧结进程，生精矿直接入炉熔炼的办法。多年来传统的烧结－鼓风炉熔炼法一直是铅的首要出产办法，即便到现在，其产值仍旧占国际铅产值的60%以上。但随着人类对环保、节能知道和要求的不断进步，烧结－鼓风炉熔炼法的缺点日显杰出，新建的铅冶炼厂已大都选用了直接炼铅工艺来出产。直接炼沿法可概括为一段炉法，首要有前苏联开发的基夫赛特法和瓦纽科夫法、德国鲁奇公司开发的QSL法、瑞典波利顿公司开发的卡尔多法等，在一台炉中完结粗铅的冶炼进程。两段炉法有澳大利亚开发的氧气顶吹浸没熔炼法（又称澳斯麦特法、艾萨法），以及我国在20世纪80年代开发的水口山法（又称氧气底吹熔炼法－SKS），在两台炉中完结粗铅出产进程。 （一）烧结－鼓风炉熔炼法 烧结－鼓风炉熔炼法运用时间长远、技能老练牢靠、出产安稳、建造出资少、收回率高。近年来又对鼓风烧结机和烧结操作准则作了许多改进，如烧结机选用刚性滑道，以削减漏风；选用返烟烧结进步SO2浓度－非稳态制酸等。但就全体工艺而言，在环保要求日益严厉的现状下，烧结－鼓风炉熔炼法仍存在一些较难持续承受的缺点： 1、不管怎样改进，烧结烟气SO2浓度仍旧偏低，难以到达常规制酸工艺的要求； 2、不管选用何种烧结办法，烧结块依然含有2%～3%的残硫，鼓风炉烟气的SO2浓度一般高达4g/m3，难以经济管理，对环境污染严峻； 3、烧结返料量大（～80%），设备巨大，随烟气逸散的粉尘量大，这是导致铅污染事情时有发作的首要原因； 4、烧结进程中很多氧化反响热不能得到收回运用，而烧结块冷却后在鼓风炉熔炼又要耗费很多的冶金焦，能耗高； 5、操作环境差、劳作、工业卫生条件差、对员工身体健康有较大损害。 （二）基夫赛特法 基夫赛特法研制于原苏联，1986年在哈萨克斯坦建成了日处理400～500t炉料的乌斯季－卡缅诺戈斯克铅冶炼厂；1987年在意大利的埃尼利索斯公司建成了日处理600t炉料的威斯麦港铅冶炼厂，年出产粗铅80kt。1994年，加拿大科明科公司抛弃原QSL炉开端选用基夫赛特法建造规划为100kt/a的特雷尔铅冶炼厂，并于1996年12月投产。 基夫赛特法是一种一步闪速熔炼法。基夫赛特炉由两个反响区组成，炉内设以隔墙，隔墙一侧为氧化反响区，另一侧为复原区。氧化区设有方形反响塔，粒度 1、质料适应性强。含铅20%～70%，硫1315%～28%，银100～8000g/t的质料都可用基夫赛特法处理，并可处理含锌炉料和锌冶炼渣料； 2、炉子运转接连安稳，炉寿长，维修费省； 3、首要金属的收回率高，铅收回率可达98%，金银可达99%，质猜中的锌收回率可达60%以上； 4、烟气量小，烟气SO2浓度高（30%～40%），余热锅炉和电收尘小、热量丢失少； 5、烟尘率低，仅为5%～6%； 6、氧化复原在一台炉中完结，反响热运用充沛，加之热量丢失少，因而能耗很低； 7、炉体密闭，易于完结自动化、机械化，炉体烟尘烟气逸散少、操作条件好、劳作安全、工业卫生条件好； 8、基夫赛特炉能够处理湿法炼锌渣，收回铅锌、银、铟。基夫赛特炉产出的氧化锌可送炼锌体系处理作到铅锌互补，对铅锌联合厂商更具优势。基夫赛特法有许多长处，但基夫赛特炉的隔墙因为二面受热，炉衬腐蚀比较快，并常常导致事端的发作。别的，在处理高锌物料时，因为氧化锌烟尘的堆积，常导致烟道的阻塞。 （三）QSL法 QSL法为富氧底吹熔池熔炼，其QSL炉为可滚动的卧式长圆筒型炉，并向放铅口方向歪斜 015%，并分为氧化区和复原区。在氧化和复原两个区域，别离配有浸没式氧气喷嘴和粉煤喷嘴。铅精矿经制粒后由顶部参加氧化区，与氧喷入的氧气在熔池中反响生成氧化铅和SO2，完结自热熔炼；氧化铅与硫化铅在氧化区发作交互反响生成一次粗铅由底部放出。炉渣由氧化区进入复原区，其间的PbO被粉煤喷嘴喷入的粉煤复原，渣含铅逐步下降，一同还产出铅锌氧化物烟尘和二次粗铅。二次粗铅和一次粗铅兼并一同放出，炉渣逆向运动由反响器的另一端放出。为处理铅渣混流，在氧化段与复原段之间增设一道隔墙，耐火材料选用熔铸铬镁砖。 QSL法曾在德国斯托尔伯格、韩国温山、我国西北冶炼厂、加拿大特雷尔建厂运用，因为一个炉内氧化、复原气氛操控困难，加之操作难度大，炉衬冲刷腐蚀快，氧寿数短，结渣阻塞，烟尘率高（约25%）等问题，我国西北冶炼厂1992年投产，十多年间试车3次算计运转缺乏12个月而停产至今。特雷尔冶炼厂1989年建成，投产后呈现了一系列的工艺和设备问题，喷寿数仅2～4天，内衬腐蚀严峻，投产3个月就被逼停产，后改造为基夫赛特法。韩国温山经过试车改造，将氧化与复原分隔为双室，至今出产正常。德国斯托尔伯格10年来历经屡次技能改造，正常至今出产。韩国和德国的出产实践证明，QSL仍是一种成功的直接炼铅办法。特色如下： 1、设备简略，粗铅出产在一台设备内完结； 2、质料适应性较好，可调配处理电池糊、铅银渣等含铅较高的二次物料。 （四）卡尔多炼铅法 卡尔多炼铅法是瑞典波利顿公司开发一项铅冶炼技能。1979年用来处理含铅烟尘的首台有色金属卡尔多熔炼炉在瑞典的隆斯卡尔冶炼厂诞生。1992年伊朗曾姜铅锌总公司用卡尔多炉处理氧化铅精矿出产铅，年出产能力411万t。到现在为止，国际上已有12台卡尔多炉投产。我国西部矿业公司引进的卡尔多炉于2006年在青海建成投产，规划能力60kt/a粗铅。 卡尔多炉有多种类型，但根本结构相似，其炉子本体与炼钢氧气顶吹转炉的形状相似，由圆桶形的下部炉缸和喇叭形的炉口两部分组成，内衬为铬镁砖。炉子本体在电机、减速传动机的驱动下，可沿炉缸轴作反转运动。在正常作业的倾角部位，设有烟罩和烟道，将炉气引进收尘体系，运送燃油和氧气的焚烧喷以及运送精矿的加料喷经过烟罩从炉口刺进炉内。卡尔多炉是一台歪斜氧气顶吹转炉，加料、氧化、复原、放渣/放铅四个冶炼进程在一台炉内完结，周期性作业。复原期炉烟气SO2很少，不得不在氧化期吸收、紧缩冷凝一部分SO2为液体，在复原期再气化后弥补到烟气中以坚持烟气制酸体系的接连运转，操作费事。 （五）氧气顶吹浸没熔炼法（澳斯麦特法、艾萨法） 氧气顶吹浸没熔炼法是20世纪70年代澳大利亚开发成功的铜冶炼技能，后移植于铅的冶炼。该熔炼技能是在一个圆桶形的炉内，经过炉子顶端斜烟道的开孔，刺进一支由空气冷却的钢制喷。喷坐落内衬耐火材料的炉膛中心，头部埋于熔体中，燃料和空气经过喷直接喷射到高温熔融渣层中，发作焚烧反响并构成熔体的剧烈搅动，进行物料的氧化脱硫，产出部分粗铅和富铅渣。这样，在一个小空间内参加的炉料被敏捷加热熔化并完结化学反响。调整喷的刺进深度能够操控熔体拌和强度，操作灵敏，炉子能在较长时间内坚持热安稳。熔炼产出的富铅渣经铸渣机浇注成渣块，再送入鼓风炉复原熔炼，出产粗铅和炉渣。喷是该炉子的核心部件，它为双层套管结构，上段质料为45#钢，下段喷口为不锈钢。内管经过燃料即油或用定量空气带着的煤粉。表里管间设有螺旋形导流片，助燃空气（或富氧空气）从此通道中以大于两倍音速呈旋涡状流出，加大了体与气体间的传热，然后在喷外表面构成一层冷却的渣壳，此渣壳维护喷，延长了喷的运用寿数。顶吹熔池熔炼炉对入炉物料要求不高，不论是粒状物料仍是粉状精矿、烟尘返料等，只需水分小于10%，均可直接入炉。若为粉状物料，经配料、制粒后入炉有利于下降烟尘率。该法因为主体设备结构简略，辅佐、附属设备不杂乱，与基夫赛特法、QSL法比较，基建出资较低。氧气顶吹浸没熔炼法归于二段炉炼铅法，用氧化炉熔炼替代了传统炼铅工艺的烧结，氧化炉烟气量小、烟气SO2浓度高，处理了烧结进程低浓度SO2的污染问题，90%以上的硫得到收回运用，对环境污染小，且劳作卫生条件比传统法有很大改进。但因为氧化段只需约40%的铅以粗铅方式产出，富铅渣不能直接复原而有必要浇注成渣块，高温富铅渣的很多显热无法运用，而在鼓风炉复原熔炼又需求配入很多的焦炭，因而其能耗很高。 氧气顶吹浸没熔炼法根本上归于熔池熔炼法，熔池气、固、液搅动剧烈，对炉体冲刷严峻，炉寿较短。别的，艾萨炉喷造价很高。 两段炉直接炼铅不是彻底、完善的直接炼铅工艺，假如澳斯麦特法进一步改进完结熔融物料搬运在第2台竖炉中复原，不必鼓风炉复原，则可进一步改进劳作条件，减轻污染，节约能耗，但直至现在一些澳斯麦特法炼铅供应商对竖炉复原未予认同，依然选用鼓风炉复原。所以从炉寿数、能耗、出产操作条件方面考虑，现阶段的氧气顶吹浸没熔炼法还不是抱负的直接炼铅计划。 值得重视的是，澳斯麦特公司在印度锌公司已用1台澳斯麦特炉进行氧化熔炼、复原熔炼、炉渣烟化处理，1炉3用，粗铅出产能力达50kt/a，获得工业化成功，已开端实践原研制主旨。这种1炉多用的澳斯麦特炉，质料适应性广、备料简略、工序少，出资省，是一种较好的工艺技能，但复原期、烟化期烟气要配入SO2方能接连制酸是其美中缺乏的当地。 （六）水口山炼铅法 水口山炼铅法又称氧气底吹熔炼法，是我国20世纪80年代在学习QSL法的基础上开发出来的。运用的反响器保存了QSL法的氧化段，而撤销了复原段，氧气由熔池底部吹入，产出富铅渣和部分粗铅，富铅渣相同需求经铸渣机浇注成渣块，再送入鼓风炉复原熔炼，产出粗铅和炉渣。但和氧气顶吹浸没熔炼法不同，氧气底吹熔炼法的炉体结构简略，建造出资较小。 和烧结－鼓风炉复原熔炼工艺比较，氧气底吹熔炼尽管较好地处理了氧化段烟气SO2的污染问题，但因为氧气底吹熔炼技能自身的缺点，大部分铅只能以铅的氧化物形状和石英、石灰石等熔剂一同造渣，铅一次复原率不到40%。因为高铅液态渣直接复原技能现在尚不老练，然后不得不把约1200℃的高温熔融渣冷却成熔渣块后，再送鼓风炉内用焦炭加热至约1250℃进行高温复原熔炼，热能运用极不合理。一同，氧气底吹熔炼只适用于含铅大于50%的高铅精矿的处理，而关于含铅40%左右或以下的低档次铅精矿，因为不能自热熔炼和无法在氧气底吹炉直接出产出粗铅，导致炉衬腐蚀严峻，使炉体运用寿数大为缩短。别的，和QSL相相似，氧气底吹熔炼的烟尘率相同较高，一般为25%。 二、HUAS闪速炼铅法 2009年9月24日，由北京矿冶研讨总院供给主体工艺设备与规划、与灵宝市华宝工业有限责任公司合作开发的10万t/a铅富氧闪速熔炼项目投料试产，25日闪速熔炼炉开端出铅，满负荷接连运转6天后进行了第一次点检，标志着我国第一台具有彻底自主知识产权的铅富氧闪速熔炼项目－HUAS闪速炼铅法获得了满意的成功。HUAS闪速炼铅法是在学习现代铜闪速熔炼并充沛吸纳基夫赛特炼铅工艺长处基础上研制的新式闪速炼铅炉，主体设备由一座闪速熔炼炉和一座矿热贫化电炉组成。闪速熔炼炉由三部分组成：圆形的反响塔、设有热焦滤层的矩形沉淀池和直形上升烟道。圆形的反响塔顶设有保温用燃油烧嘴、焦炭管，塔顶中心设有一个中心涣散型精矿喷咀，粉状炉料经过下料管从喷咽喉口处给出，氧气在咽喉口成高速射流，将炉料引进并经喇叭口涣散成雾状送入反响塔。5～20mm的碎焦经焦炭管参加反响塔。炉料和氧气混合后呈悬浮状在约1450℃的高温下进行氧化反响，约10%的焦炭参加焚烧反响弥补反响热。反响后的融熔物料先降落到焦炭层，80%～90%的PbO与火热焦炭层发作的CO及C发作反响被复原成金属铅从沉淀池放铅口虹吸放出，少部分铅进入炉渣，经流槽自流至矿热贫化电炉进行深度复原。反响塔烟气进入沉淀池，以5～7m/s速度流向直升烟道。为减轻融熔烟尘粘结，上升烟道笔直向上，直接与余热锅炉辐射冷却段相连。 流入贫化电炉、温度约1200℃的闪速炉渣在自焙电极的加热下坚持约1250℃以上的复原温度，在炉渣进口处参加碎焦炭并通入紧缩空气搅动熔体，经过操控适合的复原强度，使大部分铅、锌复原，复原发作的锌蒸气和电炉烟气一同经水冷烟道降温、二次吸风焚烧、表冷降温后经布袋除尘器收回，确保外排的电炉渣含铅、锌小于3%。贫化电炉的粗铅从放铅口虹吸放出。与炼铜闪速炉不同，HUAS闪速炼铅炉在熔池上坚持150～200mm厚的焦炭层，熔融物先经焦炭层过滤，PbO与C反响后才进入沉淀池，其次HUAS闪速炼铅炉的上升烟道为直立式，笔直向上与锅炉辐射区衔接，与炼铜闪速炉斜升烟道衔接辐射冷却室也不相同。与基夫赛特炉不同，HUAS闪速炼铅炉只需反响塔、沉淀池、一个上升烟道，反响塔设有一个中心涣散型精矿喷咀；基夫赛特炉的反响塔、沉淀池与电炉互为一体，有2个上升烟道，其沉淀池的氧化段和复原段设有隔墙，反响塔顶设有4个精矿喷嘴，炉体结构杂乱。在操作和操控条件上，HUAS闪速炼铅法也和基夫赛特有实质的差异，如氧势操控、渣型操控、脱硫率操控、冰铜层操控、底铅温度操控等等，正是因为上述操作和操控条件的改动，才确保了铅精矿中伴生铜的高效收回（在质料含铜014%的条件下，能够出产出含铜约8%的冰铜，铜收回率大于85%）。由上述阐明能够看出，HUAS闪速炼铅法在保存基夫赛特炼铅法长处的基础上，具有如下的特色： 1、炉体结构简略，出资省。平等出产规划下，出资较基夫赛特节约30%以上，且HUAS闪速炼铅的操作和运转条件更安稳； 2、物料适应性更强。不只适用于铅精矿的处理，还能够处理湿法炼锌渣、湿法炼铜渣和铅贵金属体系渣，作到铅、锌、铜互补，对铅、锌、铜联合厂商更具优势； 3、铅及伴生有价金属铜锌和贵金属的收回率更高。渣含铅能够降至2%以下，渣含锌能够降至3%以下；渣含铜能够降至011%以下；约9915%的金银在粗铅中得到富集；闪速炉烟灰含锌约2%，含铅大于65%，然后避免了锌在物猜中的无效循环； 4、烟气量小，烟尘率低，热量丢失小，烟气SO2浓度高（>20%），配套电收尘小； 5、炉体密闭性好，负压下操作烟气逸散少、操作条件好； 6、和氧气底吹熔炼法比较较，不只物料的适应性好，并且因为完结了高温熔融炉渣的直接复原，反响热运用充沛，能耗很低，热能运用效率高，弃渣无需再经烟化炉处理收回锌、铅。 7、能够运用廉价的兰碳替代冶金焦做焦炭过滤层，出产费用低。 试出产期间处理的是含铅40%、含锌6%、含铜014%的低档次杂矿（由4种杂料制造而成）。为下降油耗，额定配入3%～5%的碎煤。闪速熔炼日处理炉料600～720t。闪速熔炼渣含铅一般坚持在10%～15%（最低降至6%）。经电炉贫化复原，电炉弃渣含铅115%～3%、含锌小于3%、含银4～6g/t、含金011g/t、含铜小于011%；冰铜含铜8%、含铅32%、含硫16%；粗铅档次大于98%；闪速熔炼烟尘含铅大于65%、含锌小于3%，烟尘率小于6%且悉数闭路回来熔炼；电炉烟尘含锌大于45%、含铅小于30%。 正常出产情况下，闪速熔炼能够不耗费柴油，但为了确保出产的安稳运转，塔顶油坚持30L/h的给油量。因为建造资金比较严重，灵宝10万t/a铅富氧闪速熔炼项目余热锅炉发作的蒸汽除部分供物料枯燥运用外，大部分直接排空，热能糟蹋较大。能耗方面，假如不考虑余热锅炉的蒸汽运用，按现在日处理600t含铅约40%的物料核算，吨粗铅概括能耗按老标准（1kW•h电=01404kg标煤）核算约443kg标煤/t，按新标准（1kW•h电=011229kg标煤）核算约317kg标煤。假如考虑蒸汽的运用，按老标准约362kg标煤，按新标准约236kg标煤。 三、结语 经北京矿冶研讨总院冶金研讨规划所和灵宝市华宝工业有限责任公司2年多的尽力，我国第一台具有彻底自主知识产权的铅富氧闪速熔炼项目－HUAS闪速炼铅法终究获得了满意的成功，试出产期间获得的多项技能经济指标标明，我国铅冶炼技能已跨入了国际先进水平队伍。

熔炼反射炉一般保持微负压（0～－20Pa）操作，也有保持微正压的。压力测点一般设在距烟气出口烟道2～3m处的炉顶中心，炉内压力一般由废热锅炉后的闸门自动控制。加拿大弗林·弗朗厂240m3熔炼反射炉内压力保持为－24Pa，由设在废热锅炉和排风机间的水冷闸门或副烟道进口处的水冷闸门调节。 各种染料的燃烧器都应让染料可充分沿炉长分布，形成广泛的高温区，使大部分炉料在这里发生熔炼作用。燃烧气体距燃烧器端7～8m处温度最高，热量传给炉料及炉渣表面。燃烧气体在接近炉尾时，温度稳定下来，使铜锍和炉渣沉降分离。离炉烟气温度比炉渣温度高50～100℃，将烟气引入废热锅炉可利用约50%～60%的显热。 熔炼反射炉炉头温度一般为1500～1550℃，炉尾温度为1250～1300℃，出炉烟气温度为1200℃左右。当粉煤质量低劣或粒度较粗、水分较高时，炉头温度会降低，炉尾及烟气温度升高。若粉煤挥发分高、质量较好、粒度又很细时，将引起炉头温度过高。 设计应充分考虑对炉内压力和温度的各种测量仪表和自动控制装置，以及当仪表损坏或自动控制失灵时，有由人工处理的可能性。 表1为熔炼反射炉炉内压力和温度测量实例。 表1  反射炉炉内压力盒温度测量实例厂别炉床面积 m2炉内压力 Pa炉头温度 ℃炉尾温度 ℃烟气温度 ℃大冶21715～20①1450～15201200～13001200大冶2700～201450～1500②1200～12501150白银210－5～151500～1550③1250～13001200犹他360～181360～14771200～13401200～1310钦诺21515931270①炉内压力测点在距离炉子后墙9m的炉顶中心； ②炉头温度测点在距炉子前墙6.7m的炉顶中心，炉尾温度测点在距炉子后墙6.05m的炉顶中心，出炉烟气温度测点在斜坡烟道上，炉内压力的测点在距炉子后墙9m处； ③炉内压力测点在距炉子后墙1m侧炉顶中心。

反射炉熔炼炉料的能力可从每日400t到1200t左右，最大可达2000t以上。炉床面积通常为210～270m2，最大达360 m2。其主要结构尺寸选择计算如下： 一、炉床面积 炉床面积是指炉内渣线处平面面积，其计算公式为：            （5－1） 式中  F－炉床面积，m2；       A－每昼夜熔炼的固体炉料量，t／d；       a－床能率，t／（m2·d）。 二、炉膛宽度 炉膛内宽在6～10m之间。实践表明，增加炉子宽度有助于提高反射炉熔化料量和降低燃料率。大型熔炼反射炉宽度有达12m左右的。 确定反射炉内宽还须考虑安装燃烧器所需的宽度。            （5－2） 式中  B－炉膛宽度，m；       n－燃烧器个数，个；       S－燃烧器中心距，m；       b－外侧燃烧器中心至炉侧墙距离，m。 表1为熔炼反射炉宽度及燃烧器安装实例。 表1  熔炼反射炉及燃烧器安装实例厂别燃料炉床面积 m2炉膛宽度 m燃烧器个数燃烧器中心距mm燃烧器外距 mm外侧燃烧器到炉侧墙距 mm燃烧器安装角度大冶白银粉煤粉煤217 270 2108.10 9.30 7.806 7 5870 870 902.5620 660 7201875 2040 20803～5 3～5 ～4 三、炉膛长度 熔炼反射炉的炉长一般为27～36m，有的长达40m。在有液态转炉渣返回时，炉子宜长些；对难熔炉料、高粘度炉渣，炉子宜短些。 反射炉的长宽比一般为3.2～4.5，熔炼焙烧矿的炉子，其长宽比通常要比熔炼生精矿的大。 四、熔池深度 熔池平均深度为0.8～1.2m。铜锍产出率较大时，应选择较深的熔池，但熔池过深，不利于铜锍层的过热。铜锍层的厚度一般为0.4～0.7m，渣层厚度一般为0.4～0.5m。根据渣的粘度及炉温高低，一般要求熔体在熔池内停留15～25h。 五、炉膛空间高度 渣面以上的炉膛空间高度通常为2.5～3m，一般可按炉膛内气流速度5～7m／s计算，不宜过大，以延长炉顶寿命。 表2为熔炼反射炉主要结构参数实例。 表2  熔炼反射炉主要结构参数实例名称大冶白银一冶犹他直岛炉料生精矿生精矿＋焙烧矿生精矿热焙烧矿熔炼方式料坡熔炼料坡熔炼料坡熔炼熔池熔炼炉床面积 m2217270210360297炉膛长度m29.943129.593633炉膛宽度m8.19.37.810.679.0长宽比3.73.34.03.13.7炉膛高度m4.104.413.974.403.76熔池深度m1.21.21.21.271.06燃烧器型式圆筒套管圆筒套管天然气烧嘴低压重油喷嘴燃烧器数量／个67586炉顶结构碱性吊顶同左同左同左

炼铋反射炉与炼铜反射炉构造大体相似，只是由于生产能力（受原料来源的限制）的限制，熔池（熔炼室）大小一般在10米2以内，由于金属铋对砖缝有极强的渗透力，所以整个炉体砌筑在一个20毫米厚的钢板焊成的大铁箱内。 国内炼铋反射炉多采用烟煤作燃料，火膛（燃烧室）与熔池间用火墙（火桥）连接，进料采用炉顶中心装料法。 图1介绍了10米2铋反射炉的一般构造。地表面以下用钢筋混凝土浇灌基础，承受炉体，地面以上先砌炉基，炉基上置钢板焊制的大铁箱，炉体砌筑在铁箱内，四周围以钢立柱，用拉杆加固。 图1  10米2铋反射炉的一般构造 1－火膛；2－火桥；3－渣线：4－加料孔； 5－出料口；6－炉基；7－熔池；8－炉尾；9－虹吸口 一、铋反射炉的构造及主要尺寸 整个反射炉由炉基、炉底、炉墙、炉顶、炉尾烟道、加固支架、装料设备、虹吸出铋口、冰铜及渣放出口等几部分组成。 （一）炉基。炉基用红砖砌筑在基础之上，按设计图纸的要求，预先留出拉杆穿过部分，同时有利于炉底通风，以免当炉底漏铋时，铋液渗入地下。炉基高约0.5米，上面铺一层耐火泥拌和的细砂，以保持表面平整，使铁箱底部钢板严密吻合在炉基上，以保证均匀受压。 （二）炉底。反射炉底是指熔池的底部，砌筑在铁箱内，炉底由下至上之层次为：①钢板上衬一层石棉板；②根据炉底反拱的弧度砌铺底砖；③在铺底砖上用混合料（耐火砂、耐火混与水玻璃拌和）捣筑炉底；④用粘土砖砌下层炉底反拱；⑤用镁砖（铬镁砖）砌上层炉底反拱。 （三）炉墙。炉墙分内外两层，外层炉墙用粘土砖砌筑，内层炉墙渣线以上用粘土砖砌筑，渣线以下用镁砖砌筑。要求渣线以下砖缝小于1毫米。1米长度内膨胀缝宽度：粘土砖为5毫米，镁砖为10毫水。为了防止内层炉墙渣线腐蚀后向熔池内倒塌，常在每隔0.5～1米处，内外层搭砌一口砖联接。砌筑炉墙要留膨胀缝，以免砖体受热膨胀后变形。 （四）炉顶。铋反射炉炉顶宜用硅砖砌筑，当缺少硅砖时，也可用粘土砖、高铝砖、镁砖代替。拱式炉顶筑在固定于反射炉两侧的工字钢立柱上的由钢板焊成的拱脚树楔上，为了防止炉顶散热，拱顶砖上覆盖两层硅藻土轻质保温砖。 （五）炉尾烟道。炉尾呈船形逐渐收缩，尾部联接直升烟道，炉尾烟遭用粘土砖砌筑，直升烟道连接炉尾与水平烟道，使炉气经炉尾烟道、水平烟道，进入冷却器与除尘器中。 （六）加固支架。反射炉炉体砌筑在铁箱内，为了防止铁箱变形，在炉体两侧及两端，每隔1米左右设立柱，立柱用工字钢楔焊成，在每对立柱之间，穿过炉底下方空隙与炉顶上方，用直径30厘米圆钢拉杆拉紧。 （七）加料设备。炉料在地下配料仓混合后，放入容积0.3～0.5吨的箕斗内，用卷扬机提升箕斗至炉顶中心的两个加料口上，将炉料自炉顶加料口倾倒入熔池内，加料口直径40厘米，可采用水套式或铸铁式。加料口之盖板用铸铁铸造，经滑轮提升开闭。 （八）虹吸出铋口。虹啦出铋口位于炉尾侧部，如图1所示位置。虹吸日用镁砖砌筑，为一向上倾斜的孔道，下端口位于熔池内侧墙底部，为熔池底最低位置，被沉积在焙池内的熔融铋液所淹没。下端口与上端口倾斜穿过前侧墙，上端口位于炉外侧，即粗铋放出口。上下口之间高差0.22米，使熔池内保持一定量的粗铋，以免下端口为冰铜和炉渣所堵塞，并防止生成炉底结。虹吸口下的水平出铋口，只在停炉时将炉内粗铋全部放出时用。 （九）冰铜及炉渣放出口。设于炉前中部，为一上部装有工作门的阶梯式放出口，用镁砖砌筑。 二、反射炉作业基本条件 （一）炉料及装料方法。炉料的组成已如前述，采用周期性熔炼，可单独处理铋矿石，办可单独处理氧化铋渣，也可处理铋精矿与氧化铋渣的混合炉料。 10米2反射炉炼铋的装料方法，多采用炉顶中心进料。此法的优点是炉料受热面大，可以很好地利用炉顶与炉墙的辐射热，炉料熔化快；缺点是烟尘率较大，侧墙渣线部位容易腐蚀。 （二）燃料及燃烧方法。国内10米2炼铋反射炉，采用块状烟煤作燃料，其发热量在27196～29288焦耳／千克，燃料耗量一般为300～350千克／小时。 紧靠熔池筑有燃烧室，火膛面积的选择为：F火／F熔＝0.15～0.22。熔池与火膛之间用火墙联接，火墙高度约0.65～0.75米。 10米2炼铋反射炉炉长与炉温间的变化关系如图2所示。图2  铋炉炉长与炉温间的变化关系 从图2可见高温区在炉前部三分之一处。 （三）烤炉。温度对耐火材料的热膨胀性影响非常大，某些耐火材料因温度的升高还伴随有晶形转变，所以，使用耐火材料砌体进行高温熔炼，必须预先进行从低温向高温逐步升温的预热过程，这就是烤炉。由于炉膛内使用的耐火制品材质不同，所以烤炉升温的条件也不相同，必须制订合理的烤炉升温制度。 由于耐火材料的热膨胀性可用线膨胀的百分数α表示，故式中L2－耐火材料加热到规定温度后长度（米）；     L1－耐火材料加热开始前的长度（米）。 热膨胀性只取决于耐火材料的化学矿物成分。耐火材料的材质有镁石质、钢玉质、粘土质与氧化硅质等几种，其中镁石质（如镁砖、铬镁砖）、钢玉质（如高铝砖、刚玉砖）、粘土质（如熟料及不烧粘土砖、半酸性耐火砖）耐火材料制品，它们的线膨胀系数α与温度差不多成正比，只要均匀升温，就可以保证耐火材料均匀膨胀。独有氧化硅质（如硅砖）耐火材料制品，当温度升至600℃左右时，曲线的斜率突然变化，使曲线向水平方向发展，直至1100℃以后，曲线才又硅著上升。这是因为SiO2在573℃时产生晶形转变．由β－石英→α－石英，体积膨胀0.82%，而在1000℃开始由α－石英→α－大硅石，但过程进行很慢，在1300℃以上时才快些，体积膨胀15.4%，所以在烤炉升温时，为了稳定晶形，必须在晶形转变阶段有一个恒温过程。 一般铋反射炉大修后烤炉9～12天，小修后烤炉5～7天。 烤炉质量与炉寿命有很大关系，必须严格按升温表执行。特别是在恒温阶段，由于存在硅砖的晶形转变而引起的体积膨胀，如果温度波动，就将使耐火材料反复膨胀收缩，从而损环耐火材料，缩短炉体寿命。 三、反射炉熔炼实践 反射炉正常作业包括：配料、进料、升温、熔化、沉淀、放渣、放冰铜、放粗铋、封炉口、清炉等步骤，可划分为备料（配料、进料），司炉（升温、熔化、沉淀、清炉）、炉前（放渣、放冰铜、放粗铋、封炉口）等三个岗位，实行岗位责任制。 （一）备料岗位。包括如下工作： 进行配料计算，根据炉况及时调整配料比； 严格按配料比配料，铋精矿、氧化铋渣与熔剂（纯碱与萤石粉）、还原剂（煤粉）、置换剂（铁屑）应混合均匀，各种返炉渣料与烟尘应配足量。 处理渣料时应注意以下几点：①每炉处理量不宜太大，将铋精矿与返渣料混合处理，一般返渣量为炉料量的十分之一；②精炼渣含NaOH较高，处理时要适当减少配入的纯碱量。精炼渣每炉处理量不宜太大，以防跑炉；③对难熔的渣料，如炉底灰、烟道结等，每炉配入量最好不大于炉料量的百分之五，以防炉料的熔点升高过多：④当不得不单独处理返渣时，精炼渣中要配入较多的煤粉还原；浸出渣中要配入较多的纯碱和其中脉石成分造渣；铋烟灰中要适当配入铁屑与其中的硫反应，生成FeS入冰铜。 进料前要打开进料口盖，关闭反射炉与烟道间闸门，并检查箕斗式进料机的运转状况。 （二）司炉岗位。司炉工作的关键是控制各阶段的炉温，最大限度地节约燃料。 炉温的控制：进料时炉温为1000℃左右；熔化阶段逐渐升温至1250℃；保持高温熔炼六小时以上，直至炉料化平；保温沉淀阶段温度控制在1200～1250℃之间，沉淀时间不少于六小时，以使冰铜与炉渣中悬浮的铋珠能进入粗铋。 执行节煤司炉制：采用薄煤层、勤添煤、炉膛内保持零压或微负压、微正压操作，保持适当的过剩空气量，使在熔池前部形成高温区，碳在炉膛内完全燃烧成CO2。 （三）炉前岗位。炉前操作影响到渣含铋，冰铜含铋等技术指标。 由于冰铜熔点比炉渣低，流动性比炉渣好，所以在开炉口前，做好一切准备，开始放渣时，应根据“宽，浅、平”的要诀开炉口，使渣慢慢流出，不致影响炉内液体的分层状况，尽量使渣放干净后，再放冰铜。冰铜放出速度宜快，因为冰铜放出时，会从炉内带走大量热，使炉温急剧下降，如果操作缓慢，则冰铜尚未放净时，炉温已降低，炉内尚未放出的冰铜粘度增加，流动性变差，所以要在炉温尚未下降之前，把冰铜放出，炉内可存少量冰铜以降低冰铜含铋。 虹吸放粗铋时，要掌握炉内粗铋的存留量，以防止冰铜或渣进入虹吸的下端口，而将虹吸孔道堵塞。最好将虹吸放粗铋次序安排在进完炉料后，以免由于炉内存留液体金属量太少，使固态炉料掉入虹吸孔道而堵塞孔道。当虹吸口堵塞时，可用氧气通入虹吸口内烧通。 四、反射炉故障及排除 （一）火膛炉顶烧塌。这是反射炉容易发生的故障。由于火膛炉顶温度变化激烈，高温时要承受1400℃左右温度，低温耐冷却至500℃左右，而每熔炼一炉温度反复剧变一次，使火膛炉顶耐火材料容易损坏。同时，筑炉质量对此影很大：如耐火材料受潮或机械损坏；筑炉时膨胀缝留得不足，使炉顶膨胀向上凸变形，砖体间互相挤压碎裂；或膨胀缝留得太宽，使炉顶下塌。还有些原因；如未能及时松、紧拉杆，造成砖体挤压或砖体下塌，使耐火材料受损；烤炉质量对此也有影响，不按升温制度烤炉，造成温度激烈波动，使耐火材料损坏；操作不慎的影响，如焦点区在火膛炉顶部，使炉顶承受过高的温度，或清炉前火膛过冷，易损坏炉顶耐火材料。 火膛炉顶烧塌可以进行抢修。抢修方法是在放冰铜后，降低炉温，拆除火膛炉顶烧坏部分，将湿润后的冷炉渣填充入火膛，使其平炉顶呈一定弧度，代替烘顶木模，再在熔池中进料三分之二以上，以降低炉顶温度，然后砌火膛炉顶，一般抢修时间为四小时。 （二）熔池侧墙烧垮。反射炉侧墙是内层与外层分别砌筑的，因为熔体腐蚀渣线，渣线附近的砖易损坏，从而造成熔池内墙部分烧垮，使高温火焰直接烧在拱脚大楼上。如不及时抢修，就会烧化大楔，使炉顶倒塌。 抢修方法是放完冰铜后，降低炉温，拆开烧垮的内侧墙部位的外侧墙，用钢板挡住熔池辐射热，进料三分之二，以降低炉温，再进行抢修，先砌内侧墙，再砌外侧墙。 （三）炉料难熔化。炉料难化的主要原因是配料不当，炉温不够、炉膛抽力不足，配料不当是指熔剂加入量不足，焦粉加入过量，高熔点返料加入过多，精矿中难熔组分含量高等：炉温的影响如火膛炉栅结死，避风面积小且分布不均匀，烟煤质量差，灰分多，发热值低，火焰短，或司炉工技术不熟练，工作责任心不强，如投煤不均匀，风量调节不当，造成炉温波动，保持不了炉料熔化温度等。抽力的影响如烟道堵塞、烟气受潮，布袋积尘厚，掉袋多，管道漏风等。必须针对炉况，分析矛盾，找出原因，及时处理。 （四）炉结。产生炉结是反射炉粗炼的主要故障，在生产实践中，由于炉内炉结恶性增长而被迫停炉的现象，在各炼铋厂均有发生，但对炉结产生的原因与排除措施，则研究不足。 某厂根据对炉结进行的多次分析研究，认为铁是炉结的主要组成部分，现将几种炉结化学成分列于表1。 表1  反射炉炉结的主要组成（%）从表1可见，炉结可分为两类： 第一类炉结－黄渣：上表中1～6号炉结，其中铁与砷含量之和为75%～85%，但铁与砷之间的波动范围较大，这实际上就是黄渣的成分，即Fe2As、Fe3As2、Fe5As等。 冶金炉内产生黄渣，必须具备三个条件；即炉内还原性气氛强；炉料中砷含量较高；有金属铁存在。而铋反射炉内由于煤粉加入过量或炉料混合不匀，个别区域内还原气氛可能较强；铋精矿中砷含量较高，加之烟尘返回配料，使氧化砷形成闭路循环，被还原为单体砷，而与金属铁组成黄渣。特别是当炉料中氧化铋渣搭配量大时，为了使此类氧化渣还原，常常额外增加煤粉的配入量，因而使炉内还原气氛增强，所以大量处理氧化铋渣时，黄渣在炉内出现的机会更多。 同时，铁屑质量对形成黄渣影响极大。若使用铸铁屑作置换剂，则黄渣不易产生，若使用钢屑，则黄渣易于产生。分析其原因，是因为在一定范围内，铁的熔点随铁中渗碳量升高而降低，如含碳4.3%的铁碳低共熔合金，当在1150℃就熔化了，而含碳在1.7%以下的钢，熔点高，结构致密。从Fe－C系状态图上可见。（见图3）图3  Fe－C系状态图 在铋反射炉的正常熔炼作业温度下，钢屑加入后与炉料进行置换反应的速度慢且不完全，一部分钢屑在赤热状态下与单体砷接触组成黄渣，密度约为7克／厘米3，界于冰铜与粗铋之间，熔点波动范围较大，甚至1300℃时仅能使其软化。黄渣产生后如不及时处理，则会迅速增厚，堵塞熔池，甚至死炉。 为了避免黄渣产生，应严格控制炉内弱还原性气氛，置换剂应尽量使用铸铁屑，对产出的烟尘应另行处理。 当炉内已出现黄渣时，可采用高温熔化法：放完冰铜后，露出黄渣固态表面，在1250～1350℃高温下熔化1～2小时，边化边放。对熔点高的黄渣，则在高温下由操作工人用粗大钢钎和木材插入炉内黄渣层下，依靠湿木材逸出气体的冲力和人力，强行将软化的黄渣破碎扒出。 从图4Bi－Fe系状态图可见，铋与铁在固态或液态均不互济而分层，所以黄渣中的铋主要是机械裹夹，可用熔析法分离。图4  Bi－Fe系状态图 第二类炉结－积铁：表1中所列第7号炉结，含砷不高，含铁达53.16%，经过物相分析，发现铁主要以Fe3O4状态存在（其中含Fe3O4 50%～70%）。根据对图5的分析，Fe3O4熔点1597℃，在铋反射炉熔炼温度下，不可能熔化，在炉内形成固态炉结，在炉尾部或侧墙附近及炉底部凝积，使熔池逐渐堵塞。 磁性氧化铁的分解程度，与温度及与SiO2的接触有关：   反应的平衡压力pSO2随温度升高而增大，当炉内有过量的SiO2存在时，温度高于1000℃，反应能迅速进行，70%～85%的Fe3O4在炉内分解。 金属铁可使Fe3O4还原为FeO造渣：处理此类炉结必须具备的条件：高温、过量的SiO2存在、FeS的存在，必要时加入铁屑搅动，增加接触的机会。图5  Fe－O系状态图

钢阳极泥脱铜浸出渣的熔炼，过去曾广泛使用小型反射炉或平炉。现今，国内外广泛使用转炉或电炉。浸出渣加入还原剂和熔剂，经还原熔炼，产出含金、银总量30%～40%的贵金属与铅的合金（俗称贵铅）。故熔炼作业的冶金炉俗称为贵铅炉。 过去使用反射炉或平炉作贵铅炉，由于操作人员劳动强度大，特别是炉口常残留有低熔点的铅合金不易清除干净，当炉温升高时，扎好的炉口常因低熔点合金熔蚀而发生“跑炉”。因此，许多工厂相继改用圆筒形卧式转炉和电炉。使用电炉熔炼，除便于操作外，更重要的是能缩短冶炼时间和提高生产效率。 某厂所用的2.5t圆筒形卧式转炉，炉壳系由厚15mm锅炉钢板卷焊而成。内径长2m、直径1.1m，自炉壳向炉心衬以10mm石棉板一层、耐火砖半（横）层和镁砖一层。炉膛容积约5.4m3，按容积五分之二装料，每炉可处理提出渣2.5t，或处理密度较大的返回渣3.5t。 转炉炉体（图1）由固定在底座上的两对托轮（夹角60°）支承，电动机通过减速机传动。炉口在向下35°（出料）和向上10°（加料）范围内回转。加料口400mm×400mm，设在炉顶兼作烟气出口。出料口（炉口）宽400mm×高300mm，在炉体正前方。加热由两只3层〔里管供重油，油压343.233～392.266kPa（3.5～4kg／cm2）；中管供蒸汽，汽压98.066～196.133kPa（1～2kg∕cm2）；外管供压缩空气，风压98.066～196.133kPa（1～2kg∕cm2）〕同心高压喷嘴，于炉体两侧供入重油。为保证熔炼过程的炉温，熔炼时用砖封闭炉口，烟气经加料口进入总长约40m的烟道，再通过布袋收尘器经高35m的钢烟囱排人大气。图1  转炉示意图 一、贵铅炉的烤炉与洗炉 新砌的转炉或修理或停炉再生产，均应进行烤炉，使炉温逐渐升高，以保护炉内砌体，延长炉龄。 新砌的炉子（全部换砖）需烤炉7d（168h）。开始用木炭缓慢烘烤24h，使炉温升至200℃，经保温16h后，再以每8h升温66℃的速度烘120h使炉温达到1100℃，然后保温8h开始加料洗炉。中修（部分换砖）炉子需烤炉3天。停炉再生产根据炉内是否尚有余热而定，一般需烤炉32～48h，使炉温升至1200℃即加料熔炼，不必洗炉。全部换砖的大修或部分换砖的中修，一般先用木炭烤至炉温100℃即开始向炉口和烟道口水套供冷却水，炉温至200℃后加木材升温，至600℃后改用重油（或柴油）升温至1200℃后洗炉。 洗炉，是向炉内加入废铅或氧化铅烟尘（加烟尘洗炉应配入焦屑、碳酸钠和萤石等还原剂和熔剂）。洗炉时间通常为24h，保持炉温在1000℃左右，为了减少铅的挥发损失，熔池液面应加碎焦屑覆盖，使炉内保持还原气氛。洗炉过程中每隔半小时需将炉体向前或向后交替转动一次，以保证熔池液面以下的砖缝都充满铅，以免金、银渗入砖缝，降低直收率。洗炉完毕，将铅放出铸锭供下次再用。 二、脱铜、硒浸出渣的熔炼 熔炼脱铜、硒浸出渣，是向洗炉后的炉中加入浸出渣，经还原熔炼产出贵铅锭。某厂脱铜、硒浸出渣的组分为（%）：H2O30±，Au1～1.5，Ag10～15，Cu＜3，Pb15～20，SiO2＜5，Se＜0.3，Te0.3±。熔炼时配入8%～15%碳酸钠、3%～5%萤石粉、6%～10%碎焦屑（或粉煤）、2%～4%铁屑。碳酸钠的配入量也可按浸渣中SiO2含量的1.8倍或稍过量。在熔炼过程中，如炉结太厚或粘渣过多，则可适当增加碳酸钠量（稀渣过多则减少）。由于贵铅熔炼是在微还原气氛中进行的，故还原剂（碎焦或粉煤）的加入量应按还原浸出渣中所含的铜、镍及部分铅的需要计算加入（实际生产中根据生产实践经验配料），不使其过量。如过量过大，则会使大量杂质一起还原进入贵铅中，而降低贵铅中金、银的含量。 在熔炼初期，炉料随着炉温的逐步升高，首先发生煅烧放出大量水分，继而部分砷、锑被烟化。炉温的进一步升高，炉料不断熔融并开始发生还原反应和造渣过程。还原反应主要由焦屑和铁屑与原料中的金属化合物作用。其主要的反应有： 2MeO＋C 2Me＋CO2↑ MeO＋Fe Me＋FeO MeSO4＋4Fe Fe3O4＋FeS＋Me 还原产出的铅、铜、镍、铋等金属，能有效地捕集金、银组成贵铅。造渣则是炉料与熔剂的互相作用，主要反应有： Na2CO3 Na2O＋CO2↑ Na2O＋SiO2 Na2O·SiO2 Na2O＋Sb2O5 Na2O·Sb2O5 CaO＋SiO2 CaO·SiO2 FeO＋SiO2 FeO·SiO2 还原反应和造渣结束后，使炉内转为微氧化气氛，这时主要是砷、锑的氧化。砷生成As2O3挥发是从炉温700℃开始的，此时部分锑也生成Sb2O3挥发，部分锑呈Sb2O4浮于熔池表面。当炉温超过900℃后，残留的绝大部分砷、锑都生成不易挥发的五氧化物进入渣中。重金属中除少量铅被氧化挥发外，其余的铅、铜、镍、铋等均进入贵铅中。 熔炼初期升温应缓慢些。经1～1.5h把炉温升高至950～1000℃后，再加大风、油量升温至1150～1200℃。待炉料熔化后用扒子彻底搅动熔池一次，以防炉料粘底。熔炼后期再升温至1250～1300℃并保持此温度到放完稀渣，熔炼后期（放渣前1～2h）的升温能熔化粘结在炉壁上的渣，以便出渣时一道清出。否则，在扒完渣出贵铅时，会因合金放出大量潜热使炉温升高，渣从炉壁熔下而影响贵铅质量。放稀渣时，要经常观测渣层厚度，正确控制放渣量。扒粘渣时，应适当抬高炉口，操作要平稳，以免搅动熔池中金属，并尽量不要带出金属。根据生产实践，在稀渣与粘渣的比例为1.5～2∶1时较好操作。扒渣后将贵铅放入吊煲，再浇入铸铁模中产出贵铅锭，送分银炉熔炼银阳极板。每炉贵铅熔炼总冶炼时间为8～12h。贵铅中金、银总量在40%左右。 所产出的稀渣，通常含有0.1%～0.2%的银和少量金，送鼓风炉富集后再入贵铅炉熔炼铜银合金，或者将稀渣送熔炼铅。贵铅炉产出的粘渣通常含有较多的金、银，可再入贵铅炉熔炼成“返回渣贵铅”。烟尘的组分主要为砷、锑的氧化物，并含少量氧化铅等。 三、返回渣的熔炼 贵铅炉产出的粘渣和分银炉熔炼的氧化渣（俗称返回渣），入贵铅炉熔炼产出返回渣贵铅。由于返渣密度大，2.5t炉子可熔炼3.5t以上的这种渣，并配入7%～12%碳酸钠、8%～10%碎焦屑、2%～4%萤石粉。固返渣中含铁（Fe2O3和Fe3O4）多，一般不配铁屑。 返渣的熔炼作业与脱铜、硒浸出渣基本相同。每炉总冶炼时间达19～23h，原料与熔剂入炉熔融，并在还原和造渣结束及清除液面渣以后，往熔池合金液中插入涂敷耐火泥的钢管吹风，以加速贱金属的氧化。为了使炉料中的贱金属杂质按顺序氧化，熔炼过程中熔池的氧化气氛不宜过强，渣量（干渣）也不宜过多。 熔炼产出的返回渣贵铅，含金、银总量约15%～30%。送分银炉精炼。稀渣和粘渣合并送鼓风炉富集后，返回贵铅炉熔炼铜银合金。 四、铜银合金渣的熔炼 返回渣熔炼的稀渣和粘渣经鼓风炉富集后，再入贵铅炉熔炼成铜银合金。由于原料密度大，故上述的2.5t转炉每炉可处理该原料6～8t，总冶炼时间为40～90h。 炉料经熔融后吹风氧化，至取样断面呈粉红色，其中夹杂有粗粒的氧化铜结晶析出时终止熔炼。产出的炉渣送铜鼓风炉回收铜。 所产出的铜银合金，经风淬器风淬成粉状，加入浓硫酸焙炒使之硫酸盐化，再于浸出脱铜槽浸出脱铜。脱铜浸出渣与阳极泥脱铜、硒浸出渣合并熔炼。 某厂使用的小型风淬器如图2。风淬器由钢板焊制成，进风管为25～40mm，供入风压147.099～196.133kPa（1.5～2kg∕cm2），出风扎按圆周开8只直径3.5mm的斜孔，孔斜10°～25°，各孔相交于同一中心点。熔融的铜银合金注入钢质内敷耐火泥和焦粉混合料捣制的漏斗中，由漏斗底部的中心孔流出，经风淬器出风孔组成的交叉点时，熔融合金被高压风打碎成粉末（俗称铜银合金渣），送硫酸盐化焙炒和浸出除铜。图2  风淬器示意图（单位：mm） 五、日立冶炼厂阳极泥浸出渣的电炉熔炼 日本矿业公司的日立冶炼厂为了提高金、银的直收率，减少中间产品和缩短熔炼工时及减少流动资金的积压，而于1967年改用电炉熔炼阳极泥脱铜浸出渣，1968年用氧化炉熔炼贵铅，产出的粗银再入分银炉精炼。 电炉生产初期，由于沿袭了原熔炼炉的作业条件，使需返回处理的冰铜及渣量较大，且氧化炉产出的氧化铅再处理后也返回大量金、银原料。为了降低炉渣含金、银量和减少中间产品产出量，经试验后，于1969年12月改用了新的电炉配料。改进前后的配料列于表1。采用新的电炉配料后，电炉至分银炉熔炼过程中需返回处理的主要中间产品由6种减少至3种，且大大降低了各中间产品的金、银含量（如表2）。据改进配料后的1971年的月平均统计，炉料的金、银品位及产品的数量、品位和回收率列于表3。 表1  改进前后的电炉配料改进前后原料配料名称%焦粉铁屑石英硅酸矿硫化矿PbO或（和）分银炉渣改进前浸出渣10036355氧化铅100355冰铜100363改进后浸出渣1002533～50 表2  中间产品及金银含量比较名称改进配料前改进配料后Au∕kgAg∕kgAu∕kgAg∕kg电炉冰铜12.41560氧化铅贵铅15.61450氧化铅冰铜1.5980氧化铅0.41190.2104分银炉渣3.51802.1140硝石碳酸钠渣0.1100合计33.542902.3244 表3  月平均给料品位及产品回收率分类名称质量∕t含量∕kg回收率∕%AuAgAgAg炉料阳极泥焙砂38.9188.69960氧化铅6.61110分银炉渣13.03.6221其他1.821.1117合计53.7219.911408100100产品电炉贵铅19.1216.91110798.6497.36炉渣24.11.41550.641.36烟尘3.20.2660.080.58合计46.4218.51132899.3699.30     改进电炉配料后的试验和生产实践证明，采用新的电炉配料具有如下的一些优点：     （一）由于减少了还原剂，因而浸出渣及氧化铅中的铅大部分进入渣中，使渣的流动性变好。     （二）几乎未发现生成冰铜。     （三）降低了电炉贵铅中的含铅量；金、银得到富集，从而提高了直收率。     （四）减少了需返回处理的中间产品数量，降低了金、银含量，减少了再处理量，加快了流动资金周转。

一、粉煤 我国铜熔炼反射炉均采用粉煤作燃料，有时辅以少量重油，厂内均设有原煤贮存和粉煤制备系统。表1为熔炼反射炉对粉煤的一般要求。表2为粉煤成分实例。 表1  熔炼反射炉对粉煤的一般要求粉煤发热量 kJ／kg挥发分 %灰分熔点 ℃灰分 %水分 %粒度 mm＞25200＞25＞1200＜15＜1.580%～85% －0.074 表2  粉煤成分实例厂别发热量 kJ／kg固定碳 %挥发分 %灰分 %水分 %灰分成分%SiO2FeCaOMgOAl2O3大冶26880～2772057～6025～30151～2431312大冶27300～2814058～6229～328～121～1.538.1316.60.782.4532.22白银一冶28140～3066058～6220～2513～15＜1芒特艾萨296106221.316.535.357.38.71.30.218.8 二、重油 重油具有发热量高（达40000～46000kJ／kg）几乎可以完全燃烧而无灰烬以及容易用管道输送等优点。但厂内需设置重油贮存及输油管路系统。表3为铜熔炼反射炉对重油的一般要求。表4为我国几种不同油种的组成及发热量实例。 表3  铜熔炼反射炉对重油的一般要求表可燃物的元素组成 %CHO＋NkJ／kg83～8411～140.5～2.040000 表4  我国几种不同油种的组成及发热量实例油料元素组成 %kJ／kgCHONSAH2O大庆重油86.4712.740.290.280.210.010.240000胜利重油85.9711.970.620.341.000.041.341000锦西石油五厂重油86.8511.540.960.570.1641000南京炼油厂200号重油86.5612.70.50.50.441000胜利渣油85.3312.070.970.591.100.040.141000 三、天然气 熔炼反射炉采用天然气供热具有以下优点： （一）发热值高，可达42MJ／m3，没有灰分。 （二）输送简便。 （三）使用方便，容易控制和调节。 （四）价格便宜 （五）熔炼指标较好，炉子耐火材料消耗较少。 表5为我国几处产地的天然气组成及发热量实例。 表5  我国几处产地的天然气组成及发热量实例产地天然气的平均成分 %kJ／kgCH4C2H6C3H8C4H10CO2＋H2SCOH2N2不饱合烃四川自贡96.670.630.261.640.130.071.3036000四川威远97.780.640.151.640.030.090.0236000四川隆昌95.841.500.411.700.020.100.920.0736000四川邓关镇97.081.060.260.350.030.140.581.1036000辽宁热河台99.561.100.100.100.0236160辽宁黄金带95.131.462.192.190.1238600四川自流井 （纯气田）906.50.53.037800四川某地 （纯气田）97.20.70.21.10.10.7四川南充 （与石油伴生）88.596.062.021.540.20.071.460.0639460辽宁盘锦84.368.865.542.1842600卧龙河3号井93.100.050.311.4335000

在反射炉熔炼过程中，由于条件复杂，炉料中各种金属和元素的分布情况只能是一种趋向。 某厂处理含Cu 10.6%、As 0.102%、Sb 0.025%和Bi 0.01%的焙烧矿时，约有62.8%的砷与57.8%的锑进入炉渣，有20.2%的铋进入烟尘。 炉料中的贵金属（金、银和铂族元素）、钴和镍等几乎全部进入铜锍中，表1为一般熔炼炉元素的分布情况。 表1  一般熔炼炉元素的分布情况表元素分布 %铜锍炉渣挥发①金银、铂族元素991锑305515砷355510铋101080镉601030钴955铅301060镍982硒4060碲4060锡105040锌405010碱金属、碱土金属和铝、钛100①不包括从炉子吹出的固体烟尘损失。 大冶于1984年8月进行了一次考察并进行综合分析，其结果见表2。表3为各种元素在反射炉熔炼过程中的分布实测资料。 表2  大冶反射炉熔炼过程11个元素的分布表项目单位CuZnCdAsPbBi入 炉 物 料炉料组成，% t／d17.78 163.0870.47 4.3110.0038 0.0350.3215 2.9490.09 0.8260.0795 0.7292转炉渣组成，% t／d1.748 6.8020.59 2.2960.0026 0.01010.227 0.8830.058 0.2260.0185 0.072粉煤组成，% t／d0.0086 0.0170.0064 0.0130.301 0.002微0.0037 0.00740.0024 0.0048合计t／d169.9066.620.04713.8321.05940.806出 炉 物 料铜锍分布，% t／d96 163.14348.66 3.22161.57 0.02928.55 1.094274.29 0.78764.42 0.5192炉渣分布，% t／d1.2 2.048450.91 3.3725.48 0.01228.96 1.1119.91 0.21120.47 0.165粗烟尘分布，% t／d0.66 1.12120.35 0.02320.85 0.00040.58 0.02210.56 0.00590.56 0.0045电收尘 器烟尘分布，% t／d1.2 1.9942.86 0.189913.7 0.00634.41 0.16898.78 0.09313.97 0.1126放空尘分布，% t／d0.06 0.11140.160 0.01060.85 0.00040.25 0.00940.49 0.00520.78 0.0063烟气分布，% t／d37.25 1.4271合计分布，% t／d99.12 168.4186.81470.04813.8321.10210.8076误 差绝对 相对t／d %－1.488 －0.880.1947 2.940.001 2.1230 00.0427 4.030.0016 0.2项目单位SFCoInSn合计入 炉 物 料炉料组成，% t／d19.21 176.2040.0279 0.2560.0693 0.2560.00085 0.00780.0163 0.1495917.25转炉渣组成，% t／d1.23 4.7860.0049 0.01910.14 0.5450.0017 0.00660.011 0.0428389.13粉煤组成，% t／d1.785 3.5660.008 0.0160.0014 0.00280.00013 0.000260.00015 0.0003199.79合计t／d184.5560.29111.18380.014660.19261506.17出 炉 物 料铜锍分布，% t／d73.22 135.1369.962 0.02960.15 0.71260.17 0.008943.47 0.08374558.25炉渣分布，% t／d3.25 5.99341.223 0.1235.45 0.419631.58 0.0046337.74 0.0727660.79粗烟尘分布，% t／d0.21 0.39730.275 0.00080.388 0.00460.54 0.000080.26 0.00058.33电收尘 器烟尘分布，% t／d0.25 0.45470.893 0.00260.658 0.00782.39 0.000355.187 0.0121.65放空尘分布，% t／d0.014 0.02540.034 0.00010.034 0.00040.14 0.000020.310 0.0006烟气分布，% t／d23.056 42.550.7613 0.1386合计分布，% t／d184.5560.29111.14440.013980.1675误 差绝对 相对t／d %0 00 0－0.0394 －3.32－0.00068 －4.64－0.0251 －13.032表3  各种元素在反射炉熔炼中的分布实测资料表名称加入产出混合干精矿转炉渣筛炉渣②合计铜锍水碎渣数量 t15058.75410201.619321.16825581.54613150.92410929.406Co①含量 t11.44522.4441.34935.23832.2727.978分布 %100～92Ni含量 t7.2885.1010.28912.61811.795微分布 %10093.48Pb含量 t17.0165.2030.20222.42114.9415.355分布 %10066.6423.88Zn含量 t24.39540.2961.78966.4839.5825.466分布 %10059.2438.31In含量 kg204.94163.2265.781409.947196.58992.900分布 %10047.9522.66Ge含量kg42.16512.2420.35354.76013.10613.115分布 %10023.9323.95Se含量kg421.64561.2102.569485.424235.96776.506分布 %10048.615.76Te含量kg225.88166.3102.881295.082183.48387.435分布 %10062.1829.63Ga含量kg97.8240.8060.642139.3313.10676.506分布 %1009.4154.91Au含量kg70.776微72.08372.083无分布 %100100Ag含量kg1069.172105.0771174.2491114.0130.602分布 %10094.872.61①Co在产品中的含量超过入炉总量，有误； ②筛炉渣系转炉造渣期的最后一次渣。

在反射炉中不间断加入锡精矿冶炼粗锡的过程。为改变传统反射炉熔炼锡精矿间断作业、生产效率低、燃料消耗大、劳动条件差的落后状况，中国云南锡业公司与协作单位共同开发出了锡精矿连续反射炉熔炼法，并用于正常工业生产。其主要特点是，连续自炉顶加料，在炉内沿两侧炉墙向炉中心形成料坡，进行不间断熔炼。熔炼产物粗锡和炉渣分别自虹吸口和渣用口间断排放。连续熔炼的床能率为1.7t/（m2·d），锡直收率76%,炉渣含锡10％。

熔炼反射炉所需总热量的80%～90%由燃料焚烧供应，其他10%～20%来自熔炼进程的放热反应及炉料、燃料、空气（常温）带来的显热。 选用燃料的不同，供热和供风的技能操作条件也各异。 一、焚烧粉煤 选用粉煤作燃料的铜冶炼厂一般设有粉煤制备车间，将原煤经破碎机和磨煤机制成粉煤储存于粉煤仓中，然后用压力200kPa左右的压缩空气送到反射炉头部的粉煤仓待用。仓顶设有布袋收尘器，以收回废气中的粉煤。压缩空气耗费量约为0.06m3／kg粉煤。布袋收尘器排出的废气经管道送入反射炉炉膛。 粉煤仓中的压力不能大于2.5kPa，温度不能高于70℃，仓内粉煤面至仓顶的空间高度运用浮标或其它信号器丈量，操控在1～2.5m。若仓内粉煤面过高或过低都有或许引起仓内压力的剧变，导致粉煤主动经过仓下螺旋给煤机、下煤管和焚烧器很多涌入反射炉炉膛内，构成所谓“跑粉”现象。该厂在270m2熔炼反射炉上设备7个焚烧器，每个焚烧器独自由1个螺旋给煤机供煤。为测定粉煤仓粉煤面高度挑选了电容式、音叉式及浮筒式三种设备并用。电容式能在外表室接连显现粉煤高度规模，差错0.5～1m。当需求精确测出粉煤面高度时，再用浮筒式料位计。为避免操作人员如果不小心发作“跑粉”事端，又在粉煤仓的安全上限（上空1.5m处）设备了音叉式料位计，能及时宣布警报信号，乃至能够切就义粉煤体系的电源。 粉煤仓的螺旋给料机一般选用调速的，按量分别给入反射炉头部的各个粉煤焚烧器中，然后操控好空气与燃料的份额。或在给煤机尾部装规划量器，经过累计给煤机转数核算给煤量，操控粉煤量和炉温散布。 粉煤焚烧所需的空气与粉煤的质量有关，表1为熔炼反射炉用发热量25MJ／kg以上的粉煤焚烧所需空气量。 表1  熔炼反射了用 ＝25MJ／kg以上的粉煤燃料所需空气量理论空气 m3／kg过剩空 气系数空气量份额 %一次二次三次7.51.1～1.1528～3855～657 国外某厂运用灰分高（26.46%），蒸发分低（19.8%）、发热量低（22260kJ／kg）的粉煤时，一次空气量为68%～70%，二次空气量为30%～32%。这是因为粉煤灰分高，需求运用较多的一次空气，不然，灰分在炉内将构成“灰门坎”，并在烟道中堆积很多熔结或熔融的灰渣。 表2为粉煤焚烧技能操作条件实例。 表2  熔炼反射炉粉煤焚烧技能操作条件实例厂别一、  二次 空气量之比一次空气二次空气实践空气耗费量 m3／kg粉煤焚烧量 t／d空气单耗 m3／t炉料空气量 m3／h空气压力 kPa空气量 m3／h空气压力 kPa大冶 （217㎡）1∶1.8～2.115～161.2～1.329～331.7～2.0约715. ～1701240～1400大冶 （270㎡）1∶1.8～2.0200.8336～400.8～0.857～7.5184～2351220～1670白银一冶1∶2.3～2.416～171.5～2.040～4525.0～6.06.5～7.01621200～1260巴尔哈什1∶2.3～3.019.444.045.362.07.2216弗林·弗朗1∶0.511.45.948.4136953注：1、大冶的，一、二次空气的压力测点在风管闸口之后，处理生精矿；     2、白银的一、二次空气压力测点在风管闸口之前，并选用了压力为知300kPa的压缩空气作为三次空气，处理生精矿和焙烧矿；     3、弗林弗朗厂处理焙烧矿。 直岛一冶熔炼反射炉原选用重油作燃料，后改为选用40%的粉煤和细焦粉与60%的重油混烧，后又停止运用焦粉，研制出粉煤与重油混烧的专用焚烧器，见图1。图1  反射炉火油混烧焚烧器图 二、焚烧重油 焚烧重油时，一、二次空气量的份额和油压随重油的品种、喷嘴方式的不同而异。1kg重油焚烧约需耗费空气12～14.5kg。 表3为前苏联基洛夫格勒厂熔炼反射炉焚烧重油的技能操作条件实例。表4为加拿大斯佩厂反射炉焚烧重油的技能操作条件实例。 表3  基洛夫格勒厂反射炉焚烧重油的技能操作条件实例重油进入喷嘴前压力 kPa一次空气压力 kPa一次空气耗费量 m3／kg重油一次空气占空气耗费总量 %150～20023～251.6～1.7510～15 表4  加斯佩厂反射炉焚烧重油技能操作条件实例焚烧率 L／t料 （固）耗油量 L／min重油进入喷嘴前每吨炉料 耗热量MJ空气耗费量 m3／min一次空气风机二次空气风机压力 kPa温度 ℃压力 kPa风量 m3／min压力 kPa风量 m3／min11045～50701154654516～5703.33701.5370 三、焚烧天然气 天然气一般在150 kPa压力下送入烧嘴，每座反射炉一般规划4～5个天然烧嘴。 表5为美国犹他厂314㎡生精矿熔炼反射炉焚烧天然气的技能操作条件实例。 表5  犹他厂反射炉焚烧天然气技能操作条件实例项目焚烧条件焚烧需求的理论空气量，m3空气／m3天然气9.923焚烧的理论烟气量，m3烟气／m3天然气11.043天然气耗费量，m3／h5417.5到烧嘴的预热空气量，m3／min830过剩空气系数1.08天然气热值，kJ／m340000干固体炉料耗热量，MJ／t5140烟气温度，℃炉头最高 最低 均匀1462 1346 1396炉尾最高 最低 均匀1327 1190 1250 美国奇诺（Chino）厂215㎡生精矿熔炼反射炉焚烧天然气，其2号炉的操作数据如下：日熔化炉料量735t天然气焚烧量428 m3／h空气预热器焚烧天然气量632 m3／h天然气发热量41500kJ／min预热空气量（15.56℃）588m3／min反射炉最高温度1270℃炉料耗热量6660MJ／t

反射炉的主要原料是生精矿或焙烧矿，也有将两者混合的，视铜精矿品位和含硫成分而定。 我国大冶和白银一冶原设计均采用流态化焙烧炉进行铜精矿半氧化焙烧，建成后，因铜精矿成分发生变化以及运送焙烧矿发生困难等原因，大冶改用生精矿直接加入反射炉熔炼，白银一冶则将部分铜精矿在焙烧炉进行全氧化焙烧，产出焙烧矿与生精矿混合后加入反射炉熔炼，至1980年，该厂以“白银炼铜法”取代了反射炉熔炼，遂亦不用焙烧炉。 但随着高效率流态化焙烧的发展，近年来，反射炉熔炼焙烧矿又有回升的趋势。与熔炼生精矿相比，可以节约燃料约30%～50%，提高床能率达50%，减少烟气中二氧化硫污染环境的程度，同时，转炉的粗铜生产率也略有提高。 美国麦吉尔厂原为反射炉熔炼焙烧矿，后改为熔炼生精矿。表1为该厂熔炼生精矿与焙烧矿的原料与产品成分实例。 表1  原料与产物成分实例  %原料与产物CuSFeSiO2CaOMgO原料生精矿 焙烧矿11.4 20.434.6 7.230.6 28.05.6 31.9铜锍熔炼生精矿 熔炼焙烧矿30.0 48.0炉渣熔炼生精矿 熔炼焙烧矿0.3 0.4335.4 29.238.0 41.43.8 7.36.8 9.1转炉渣熔炼生精矿 熔炼焙烧矿2.85 4.54.71 48.024.2 21.0注：熔炼焙烧矿时，反射炉渣含SiO2达41.1%，这是为了减少从焙烧矿中带入的大量磁性氧化铁的影响。 一、铜精矿和焙烧矿 表2为美国莫伦西厂铜精矿物相分析。我国白银一冶铜精矿的物相分析实例见表3。表4为铜精矿化学成分实例。 表2  莫伦西铜精矿物相分析  %Cu2SFeS2Fe2O3石英石硅酸盐28.7359.60.334.147.17 表3  铜精矿（100㎏）中铜的物相分析实例CuCuFeS2 （原生铜）Cu＋Cu2S （次生铜）CuO㎏%㎏%㎏%㎏%16.821007.66945.608.97553.450.1560.95 表4  铜精矿化学成分实例  %产地CuFeSSiO2CaOMgOAl2O3PbZnAsAu，g／tAg，g／tH2O大冶18.7426.5127.589.773.195.351.480.220.90.4白银一冶13.4431.133.945.83.920.540.640.344.00.0811.3176.9莫伦西23.028.037.07.30.11.98.25弗林·弗朗12.4431.034.38.430.763.20.550.724.270.169.15125.6加斯佩28.028.029.07.03.01.01.20.40.933124.4现在世界各铜冶炼厂所处理铜精矿品位有越来越高的趋势，大多数均在25%以上，这对改善各项技术经济指标（参见表5）、发挥设备能力、减少投资、充分利用矿产资源、减少运输费用、节约能源控制污染等方米昂均有很大好处。而我国铜精矿品位达25%的较少，应研究改进提高。 表6为焙烧矿化学成分实例。 表5  大冶厂生产中精矿品位与主要技术经济指标的关系表项目精矿品位  %铜精矿品位每提高1%的影响  %101214161820222428日产量，t铜／d79.7294.73109.48124.04138.25152.19166.42179.36205.55年产量，t铜／d268642192436893418024659151289560856044569269＋（4～12）冶炼回收率  %96.2796.6196.7496.8496.9897.1097.1697.2997.46＋（0.03～0.3）劳动生产率， t铜／（人·a）22.2426.4330.5434.6038.5742.4646.4350.0457.34＋（4～12）材料消耗： 煤，t／t铜 电，kW·h／t铜2.89 12402.43 10432.10 9031.86 7971.67 7151.51 6491.38 5941.28 5511.12 481－（3～9）加工费，元／t铜516.99435.06376.46432.25298.1270.8247.64229.8200.5－（3～9）管理费，元／t铜108.1090.9782.7269.4762.3356.6221.7848.0541.92－（3～9） 表6  焙烧矿化学成分实例  %厂   别CuFeSSiO2CaOZnAl2O3白银一冶17.62 14.8737.89 37.231.80 4.585.50 5.903.17 4.803.35 1.85道格拉斯厂 （加拿大）8.027.314.125.74.903.1注：白银焙烧矿系氧化焙烧产品，道格拉斯厂焙烧矿系半氧化焙烧产品。 铜精矿所含脉石和有害杂质应符合YB112－82部颁标准的要求。 铜精矿和焙烧矿随着化学成分和物相组成的不同，其熔化温度相差甚大，在很大程度上影响反射炉的燃料率和床能率。表7为铜精矿和焙烧矿的熔化温度实例。 表7  铜精矿和焙烧矿的熔化温度实例名称化学成分  %熔化温度℃CuFeSSiO2CaOZn白银铜精矿13.7531.1337.956.604.293.65980中条山铜精矿16.3725.3026.9816.203.092.401350铁山铜精矿13.2138.7638.061.980.67960铜录山铜精矿11.5740.431.5513.481.211350白银焙烧矿17.62 14.8737.89 37.231.80 4.585.50 5.903.17 4.803.35 1.851250 1250 二、熔剂和返回物 熔炼反射炉的溶剂有石英石和石灰石等，一般要求粒度不大于3～6mm，石英石含SiO285%～90%以上，石灰石含CaO50%以上，若采用含金石英石作溶剂，由于可回收其中之金，则含SiO2可在70%以上。表8为大冶溶剂成分实例。 表8  大冶溶剂成分实例  %名称SiO2CaOFeAl2O3Au，g／tAg，g／t石英石920.250.75～6含金石英石61.87 852.11 36.73 49.016.86 12.6337.30石灰石4481加入熔炼反射炉的返回物有烟尘和转炉渣等。 返回的烟尘主要是反射炉本身产出的，也有转炉的烟尘。一般是将块状烟尘破碎到3～6mm，与铜精矿配料后加入反射炉。若烟尘中特别是转炉烟尘中含有其它有价元素，应单独处理回收。 表9为反射炉烟尘成分实例。 表9  反射炉烟尘成分实例液体转炉渣是否返回反射炉应视具体情况而定。由于其中含有较多的磁性氧化铁，有时还含有钴镍等有价元素，并助长炉结的生成。故有的工厂将转炉渣单独选矿或用其它方法处理，不返回反射炉。但反射炉熔炼生精矿时，返回转炉渣有较好的助熔作用，也可以调整渣型，增加渣含二氧化硅成分。表10为转炉渣成分实例。表10  转炉渣成分实例  %厂别CuFeSSiO2CaOMgOAl2O3ZnFe3O4Au g／tAg g／t大冶2.9648.992.1820.32.050.782.130.52大冶1.2651.752.6225.565.513.66白银一冶1.4147.51.925.340.9812～15弗林·弗朗3.2138.60.624.00.60.53.98.71.8724.1莫伦西5.745.02.027.43.0直岛一厂3.0448.380.7219.440.413.46芒特艾萨2.850.922.40.400.41.3Pb1.52澳大利亚亚芒特，艾萨厂从1971年起，将一部分转炉渣不返回反射炉而用浮选发处理，提高了反射炉床能率和炉料中精矿对溶剂的比例，铜的损失相应减小并减少炉底结瘤的生成。（见表11） 表11  转炉渣返回数量对反射炉的影响转炉渣返回率%铜锍品位%反射炉渣中铜损失转炉渣选矿尾矿中铜损失Kg／t粗铜10036.116.3076.134.19.57.3041.05.06.2

熔炼反射通常和转炉一起考虑车间配置。配置方式有反射有反射炉厂房纵向中心线与转炉厂房纵向中心线相互平行（见图1）和相互垂直（见图2）两种。原则上，平行配置适用于仅有1台反射炉的车间，垂直配置适用于有两台以上反射炉的车间。图1  210m2熔炼反射炉车间与转炉车间平行配置图 1－反射炉；2－粉煤燃烧器；3－螺旋给煤机；4－加料胶带输送机；5－铜锍包；6－渣罐车；7－转炉渣溜槽；8－50t转炉；9－粉煤仓；10－料仓；11－胶带输送机；12－鼓风机；13－桥式起重运输机 因故图表不清，需要者可来电免费索取。图2  240m2熔炼反射炉车间与转炉车间垂直配置图 1－反射炉；2－粉煤燃烧器；3－螺旋给煤机；4－加料胶带输送机； 5－铜锍包；6－卷扬机；7－渣罐车；8－转炉渣溜槽；9－50t转炉； 10－粉煤仓；11－吊车；12－吊车 因故图表不清，需要者可来电免费索取。

反射炉熔池总深度一般为800～1200mm，其中铜锍层和炉渣层约各占二分之一。放渣口通常设在炉尾侧墙或端墙，间断性放渣。表1为反射炉熔池深度控制实例。 表1  反射炉熔池深度控制实例厂别炉床面积 m2总熔池深度 mm铜锍层厚度 mm炉渣层厚度 mm大冶217 2701200 1200450～550 550～700650～750 500～650①白银一冶2101200500～700500～700诺兰达3121016508508直岛一厂2971060660400①每班放渣不少于4次，每次一般不超过15min。 放渣温度约为1150～1250℃，放渣溜槽坡度约为12%。

一、生精矿加料设备 我国熔炼反射炉的加料设备均选用带式运送机，炉料经反射炉头部料仓下的圆盘给矿机或带式给料机给入带式运送机，并由带式运送机上的卸料小车按规则时刻主动参加炉子各个加料口。 美国海登厂10.7×36.6m熔炼生精矿反射炉炉顶两边上方各装有32个加料斗，料斗上设有操控阀门合主动打扫器，炉料经炉头顶上的490t料仓经带式给料体系加到抛料机上，再通过加料斗参加炉内。 国外还有选用刮板运输机或移动式带式给料机或梭式带式运送机进行加料的。 二、焙烧矿加料设备 白银一冶选用密封矿车运送焙烧矿并参加反射炉。此种密封矿车较难密封好，进料与出料处矿尘飞扬丢失大，烟尘逸出较严峻，简单伤人，劳动条件欠好。此外，焙烧矿参加反射炉内，不易构成料坡，却易构成很多浮料和料坝，添加金属丢失，一起，发生很多烟尘也给炉后废热锅炉的正常作业带来晦气影响。因而，该厂将全氧化焙烧与生精矿分层分次参加反射炉，但由于化料缓慢，后又改为将热焙烧矿用管道运送至精矿仓内，与生精矿混合配料后参加反射炉。 美国埃尔·帕索厂的焙烧矿用7t直流电动矿车送往反射炉。 为适用焙烧矿的熔炼，澳大利亚的芒特·艾萨厂研究出移动式瓦格斯塔夫型移动式给料喷，密封作用好，其结构见图1。此种给料的端头用310型耐热不锈钢管制成喷嘴，使用寿命达14周。炉子每侧一般设置1～3台移动式给料喷，焙烧矿用密封矿车运来，其车底与给料喷嘴进口接通（联接处有密封设备），焙烧矿由矿车经给料喷参加炉内，能使焙烧矿均匀分布于熔池表面。图1  移动式给料喷图

该法是在反射炉中高温条件下，用碳质复原剂将氧化锑复原为金属锑。当以无烟煤作为复原剂参加氧化锑（跳凡）粉中，在1100-1200℃温度下熔炼时，即发作以下多相化学反响：    炉猜中的砷、铅、铜的氧化物也会在复原气氛下被复原成金属进入粗锑。质料和复原用煤之中的脉石成分与纯碱熔剂反响，生成多孔炉渣一泡渣浮于锑液表面，经渣口排出。烟气通过冷却和收尘体系后放空，搜集下的烟尘回来处理。粗锑再在同一炉内进行精粹，产出精锑。    （一）炉型结构    氧化锑反射炉复原熔炼是出产粗锑的首要办法，最大反射炉达12.25m2。炼锑反射炉为一带燃烧室的卧式炉，其一端筑有燃煤火室，为复原熔炼进程供热。炉体用耐火砖砌筑，外围以钢板、拉杆紧固。在炉子与火室相对一端有炉气排出口，炉顶设加料口，侧墙有作业门和渣口，炉底侧墙衔接处开有放锑口。炼锑反射炉与炼铜反射炉比较具有以下两个特色：①由火膛至炉尾逐步向下倾斜，构成压拱；②炉尾排气口是在尾部端墙上横排四五个孔排气进烟道。选用此种结构，能够有用减少被烟气带走的氧化锑数量，进步直收率。    （二）技能条件与首要目标    要求入炉锑精矿锑档次不能低于75％，含铅不得超越0.2%。复原煤含固定碳>80%，粒度＜5mm,,熔剂纯碱Na2CO3含量＞95％，粉末状。    复原熔炼于1100-1200℃进行，复原完毕即开端精粹作业，进程及技能条件如下。    (1)加硫除铁在氧化锑复原产出的粗锑中Fe是以FeSb2、Fe3Sb2形状存在的，使用硫对Fe亲和力比对Sb大的特性，在复原完毕时向炉内参加硫化锑，再加碱渣，在860℃下通空气拌和，锑液与硫化剂触摸面上发作以下反响：[next]                                3Fe＋Sb2S3====3FeS＋2Sb                              3Fe＋Sb2O3====3FeO＋2Sb                            2FeO＋Na2O====Na2Fe2O3                                FeS＋Na2O====Na2S＋FeO    除铁后参加纯碱使锑液中硫以Na2S形状除掉，可脱至0.002%以下。    (2)除砷多选用碱性熔炼法除砷。在800-850℃有纯碱存在条件下，向锑液鼓入压缩空气，锑中砷与参加的碱发作如下反响：    生成的盐炉渣即与锑液别离。    (3)加掩盖剂（起星剂）——“衣子”铸锭为使锑锭物理规格优秀，进一步去除高熔点杂质，并使锑锭表面呈现凤尾草状的美丽斑纹，铸锭时要先在锭模中参加1100℃左右的熔体“衣子”。“衣子”是用含Sb2S3>95%、含砷低的粉状氧化锑加1%-2%纯碱，在＞1100℃熔组成的亮褐色熔体。向已加“衣子”的锭模锑入锑液时，“衣子”被排开并包裹在锑表面，使之阻隔空气缓慢冷却结晶。待锭模中锑液凝结后，翻出锑锭，敲去表面“衣子”，即得产品精锑。    反射炉熔炼和精粹锑的首要产品有精锑、泡渣、碱渣和次锑氧及烟气。1台11m2反射炉的首要技能经济目标如下：床能率0.8t/(m2.d)，次锑氧产出率19%，碱耗37kg/t Sb,耗费燃料煤130kg/t Sb,耗费复原煤257kg/t Sb,直收率71％，总回收率99.5%。

反射炉所产铜锍，尤其是熔炼生精矿时，其含硫量较鼓风炉所产铜锍稍高，一般为25%左右或更高一些。 大多数工厂所产铜锍品位为20%～50%，含硫20%～30%，铜、铁、硫三种成分之和一般为90%。当铜锍中含有铅、锌等成分时，铜、铁、硫之和可能降到80%～85%或更低。反射炉所产铜锍的含铁量一般为30%～40%。 在反射炉熔炼中，有少数磁性氧化铁进入铜锍中，铜锍中的氧几乎全部存在于磁性氧化铁中。铜锍品位愈低，其含氧量愈高，品位为20%和40%时，其含氧量分别为4.4%～7%和1.8%～3%。图1为铜锍品位与Fe3O4含量的关系。图1  铜锍品位与Fe3O4含量的关系 在熔炼过程中，炉料中的金95%～97%或以上、银92%～97%或以上进入铜锍中，而铅、锌进入铜锍中的百分数随炉料性质不同而异。熔炼生精矿时，铅、锌 进入铜锍；熔炼焙烧矿时，铅、锌只有少部分（Zn＜20%）进入铜锍。 在铜锍中，SiO2和CaO等各种造渣成分的总含量为3%～6%。 反射炉熔炼过程中，当生精矿中硫铜比高时，铜的富集比小，相应的铜锍产出率较高；当焙烧矿中硫铜比低时，铜的富集比大，铜锍产出率较低。一般炉渣中含铜重量百分数与铜锍品位百分数之比为0.01～0.02. 反射炉产出的铜锍成分实例见表1。 表1  反射炉熔炼产出的铜锍和炉渣成分实例  %厂别炉料产物CuFeSSiO2CaOMgO大冶生精矿生精矿铜锍 炉渣 铜锍 炉渣29.21 0.36 19.45 0.3738.8 35.03 48.46 34.3626.625 1.2～1.71.07 36.03 0.02 36～386.81～101.09白银一冶生精矿 ＋焙烧矿铜锍 炉渣22.58 0.4043 35.0525.56 2.01.01 35.450.73 8.70.12 0.59加斯佩生精矿铜锍 炉渣29 0.2438 3328 0.8407.91.9弗林·弗朗焙烧矿铜锍 炉渣24.3 0.4435.1 31.023.2 1.81.0 34.71.62.8诺兰达焙烧矿生精矿铜锍 炉渣 铜锍 炉渣24.4 0.37 28.6 0.3442.2 35.1 36.3 33.325.8 1.3 27.8 1.638.137.91.11.8奇诺生精矿铜锍 炉渣40.8 0.5629.5 37.224.9 0.80.5 35.14.1阿霍生精矿铜锍 炉渣37.31 0.4633.3 44.725.9 0.737.54.1道格拉斯焙烧矿铜锍 炉渣25.49 0.3542.3 4225.1 0.941.75.6莫伦西生精矿铜锍 炉渣35.72 0.4433.9 4626.3 1.137.34.7芒特·艾萨焙烧矿铜锍 炉渣35.8 0.3831.9 36.524.4 0.935.77.91.9直岛一厂生精矿 ＋焙烧矿铜锍 炉渣40.59 0.6226.73 36.724.96 0.6334.21.74恩卡拉生精矿硫铜 炉渣58.6 1.116 222343.67.83厂别炉料产物PbZnAl2O3SbFe3O4Au g／tAg g／t大冶生精矿生精矿铜锍 炉渣 铜锍 炉渣0.140.26 1.03 0.76 5.30.0316.3 1.2～5.2白银一冶生精矿 ＋焙烧矿铜锍 炉渣2.675.5～8.3加斯佩生精矿铜锍 炉渣2.8弗林·弗朗焙烧矿铜锍 炉渣1.5 0.235.40.02诺兰达焙烧矿生精矿铜锍 炉渣 铜锍 炉渣6.57.717.3 11 11.2 9奇诺生精矿铜锍 炉渣1.6 8.3阿霍生精矿铜锍 炉渣7.06.3道格拉斯焙烧矿铜锍 炉渣4.6莫伦西生精矿铜锍 炉渣4.96.30.72 0.1147.8 0.54艾特·艾萨焙烧矿铜锍 炉渣2.0 0.233.6直岛一厂生精矿 ＋焙烧矿铜锍 炉渣3.31 3.253.810.5647恩卡拉生精矿硫铜 炉渣